BG62180B1 - Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide ores - Google Patents

Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide ores Download PDF

Info

Publication number
BG62180B1
BG62180B1 BG102132A BG10213297A BG62180B1 BG 62180 B1 BG62180 B1 BG 62180B1 BG 102132 A BG102132 A BG 102132A BG 10213297 A BG10213297 A BG 10213297A BG 62180 B1 BG62180 B1 BG 62180B1
Authority
BG
Bulgaria
Prior art keywords
solution
cobalt
extractant
nickel
magnesium
Prior art date
Application number
BG102132A
Other languages
Bulgarian (bg)
Other versions
BG102132A (en
Inventor
David L. Jones
Original Assignee
Cominco Engineering Services Ltd.
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Priority to US08/488,128 priority Critical patent/US5650057A/en
Priority to PCT/CA1996/000365 priority patent/WO1996041029A2/en
Application filed by Cominco Engineering Services Ltd. filed Critical Cominco Engineering Services Ltd.
Publication of BG102132A publication Critical patent/BG102132A/en
Publication of BG62180B1 publication Critical patent/BG62180B1/en

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/42Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0069Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0084Treating solutions
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0084Treating solutions
    • C22B15/0089Treating solutions by chemical methods
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/26Refining solutions containing zinc values, e.g. obtained by leaching zinc ores
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/0423Halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0453Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/38Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds containing phosphorus
    • C22B3/384Pentavalent phosphorus oxyacids, esters thereof
    • C22B3/3842Phosphinic acid, e.g. H2P(O)(OH)
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

A process for the extraction of Ni/Co values from an ore orconcentrate comprises the steps of subjecting the ore orconcentrate to pressure oxidation in the presence of oxygen and anacidic solution containing halide, copper and sulphate ions toobtain a liquor containing Ni/Co values from the resultantpressure oxidation slurry. The liquor is subjected to a selectiveprecipitation treatment to obtain a solid containing Ni/Cohydroxide. The solid is subjected to a Ni/Co leaching stage withan ammonium solution to produce a leach solution containing Ni/Covalues and a residue. The Ni/Co values are separated by solventextraction to produce solutions suitable for electrowinning of Niand Co. The process also provides for the recovery of preciousmetals and other metals such as copper.

Description

Изобретението се отнася до хидрометалургична обработка на руди и кинцентрати. По-специално то се отнася до извличане на метали от сулфидни и латеритови руди в присъствие на халогенидни йони, като например хлорни йони.The invention relates to hydrometallurgical treatment of ores and concentrates. In particular, it relates to the extraction of metals from sulphide and laterite ores in the presence of halide ions, such as chlorine ions.
Ниво на техникатаBACKGROUND OF THE INVENTION
Съгласно съществуващата практика сулфидните никелови руди понастоящем се обработват по различни начини, при които първият етап почти винаги представлява физично концентриране чрез флотация за повишаване съдържанието на никел в концентрата, обикновено от порядъка на 0,5% до 2% на 7 до 25% никел. Следващата обработка на този концентрат е обикновено пирометалургична обработка/стапяне/ за получаване на никелов щейн или изкуствен високо процентов сулфид с около 20-70% никел.According to current practice, sulphide nickel ores are currently processed in various ways, in which the first step is almost always physical concentration by flotation to increase the nickel content in the concentrate, typically in the order of 0.5% to 2% to 7 to 25% nickel. Subsequent treatment of this concentrate is usually a pyrometallurgical treatment (fusion) to produce nickel matte or artificial high percent sulfide with about 20-70% nickel.
Тогава щейнът обикновено се дообработва до никелови продукти , като се прилагат хидрометалургични операции.Then the matte is usually refined to nickel products using hydrometallurgical operations.
Тази комбинация на пирометалургична / хидрометалургична преработка на никелови концентрати понастоящем е широко разпространена в практиката с някои варианти, по-специално в частта на хидрометалургията. При повечето от процесите се извлича част от наличните свързани метали, като например мед и кобалт. Допълнително остатъка от излугването, съдържащ благородни метали, като злато и сребро, както и елементи от групата на платината , често се обработва за следващо извличане на съдържащите се ценни метали.This combination of pyrometallurgical / hydrometallurgical processing of nickel concentrates is currently widespread in practice with some variants, in particular in the hydrometallurgy sector. Most of the processes extract some of the associated metals such as copper and cobalt. Additionally, the leach residue containing precious metals such as gold and silver, as well as platinum group elements, is often processed to further extract the precious metals contained.
На тази схема на обработка са присъщи някои недостатъци. Недостатъците, свързани с пирометалургичните операции включват:There are some disadvantages to this processing scheme. The disadvantages associated with pyrometallurgical operations include:
(I) получаването на пещни газове включва серен двуокис, който трябва да бъде обработен в инсталация за получаване на съпродукт от сярна киселина , която често трудно може да бъде търгувана на близко разстояние.(Капиталовложенията и експлоатационните разходи на такива инсталации за получаване на киселина влияят на общата икономика на процеса) (ii) загуби на никел и особено на кобалт в шлаковия продукт при стапянето , често пъти повече от 50% от входящия кобалт.(I) the production of furnace gases involves sulfur dioxide, which must be treated in an installation to produce sulfuric acid by-products, which can often be difficult to trade at close range. (The capital investment and operating costs of such acid production installations affect of the general economy of the process) (ii) losses of nickel and especially of cobalt in the slag product upon melting, often more than 50% of the incoming cobalt.
(iii) изобщо високи реазходи за стапяне , особено на нискокачествени концентрати (< 10% Ni) (iv) трудности при обработването на някои концентрати с вредни елементи: магнезий (Mg) и арсен (As).(iii) generally high melting costs, especially of low quality concentrates (<10% Ni); (iv) difficulty in treating certain concentrates with harmful elements: magnesium (Mg) and arsenic (As).
Хидрометалургичните операции за обработка на никелов щейн се променят значително, на всички известни използувани процеси са присъщи един или повече от следващите недостатъци:Hydrometallurgical operations for the treatment of nickel matte are significantly altered, with all known processes used having one or more of the following disadvantages:
(i) високи разходи за реагенти , като натриева основа или амоняк, необходим за неутрализация.(i) high costs for reagents such as sodium hydroxide or ammonia required for neutralization.
(ii) получаване на голямо количество съпродукт като например амониев сулфат или натриев сулфат, които са трудни за продажба.(ii) producing a large amount of by-product, such as ammonium sulfate or sodium sulfate, which are difficult to sell.
(iii) големи енергийни разходи, дължащи се на голям температурен интервал по време на процеса.(iii) high energy costs due to the large temperature interval during the process.
(iv) сложна и скъпа технологична схема, което води до големи капиталовложения и високи експлоатационни разходи.(iv) a complex and costly technological scheme that results in high investment and high operating costs.
Като алтернатива на описаните на кратко по-горе прилагани пирометалургични/ хидрометалургични процеси, е известен процес, при който се използуват само хидрометалургични операции,така че концентратите се обработват без стапяне. При него се използува излугване под налягане с амонячен разтвор. Така се предотвратяват повечето от недостатъците, свързани с операциите на стапяне, не за съжаление остават налице всички от посочените недостатъци на известните хидрометалургични процеси и фактически не е даже толкова ефективен като цяло, колкото най-добрите пирометалургични / хидрометалургични процеси.As an alternative to the pyrometallurgical / hydrometallurgical processes described above, a process is known that uses only hydrometallurgical operations so that concentrates are processed without melting. It uses a pressure leach with ammonia solution. This prevents most of the disadvantages associated with melting operations, unfortunately not all of the above disadvantages of known hydrometallurgical processes remain, and in fact are not even as effective overall as the best pyrometallurgical / hydrometallurgical processes.
Медните и никеловите суфидни руди често съдържат също ценни метали като кобалт както и благородни метали като злато и сребро и метали от платиновата група. Тъй като тези руди са обикновено по-нискокачествени руди, доколкото се отнася до в . . _____ _ медта и никела и имат високо съотношение на сярата към мед / никел , то е проблематично икономичното извличане на Cu,Ni и Co.Copper and nickel sulphide ores often also contain precious metals such as cobalt as well as precious metals such as gold and silver and platinum group metals. As these ores are usually of lower quality ores as far as in. . _____ _ copper and nickel and having a high sulfur to copper / nickel ratio, it is problematic to economically extract Cu, Ni and Co.
Някои сулфидни руди съдържат толкова малко мед и никел , че извличането на ценни метали трябва да бъде повишено, така че процесът да стане икономически изгоден. Поради високото съдържание на пирит в някои руди извличането на злато чрез конвенциония цианиден метод е често пъти трудно, което също прави икономически неизгодно преработката на рудата. Настоящето изобретение създава метод за хидрометалургично извличане на мед .никел и кобалт, както и на други метали от сулфидни руди; също създава метод за хидрометалургично извличане на никел и кобалт от латеритови руди.Some sulfide ores contain so little copper and nickel that the extraction of precious metals must be increased so that the process becomes economically viable. Due to the high content of pyrite in some ores, the extraction of gold through the conventional cyanide method is often difficult, which also makes it economically unprofitable to process the ore. The present invention provides a method for hydrometallurgical extraction of copper, nickel and cobalt as well as other metals from sulfide ores; also creates a method for the hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from laterite ores.
ТЕХНИЧЕСКА СЪЩНОСТ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТОSUMMARY OF THE INVENTION
Съгласно изобретението е създаден метод за извличане на немеден метал от руда или концентрат, състоящ се от етап на окисляване на рудата или концентрата под налягане в присъствие на кислород и на кисел разтвор, съдържащ хологенни йони и източник на бисулфатни или сулфатни йони за получаване на разтвор на споменатия немеден метал, където споменатия източник на бисулфатни или сулфатни йони е избран от групата, състояща се от сярна киселина и меден сулфат, който се хидролизира в споменатия киселинен разтвор.According to the invention, there is provided a method for extracting a non-copper metal from an ore or concentrate, comprising a step of oxidizing the ore or concentrate under pressure in the presence of oxygen and an acidic solution containing halogen ions and a source of bisulfate or sulfate ions to form a solution said non-copper metal, wherein said source of bisulfate or sulfate ions is selected from the group consisting of sulfuric acid and copper sulfate, which is hydrolyzed in said acid solution.
Освен това, съгласно изобретението е създаден метод за извличане на ценните никел/кобалт от руда или концентрат, който се състои от етапи на подлагане на рудата или концентрата на окисляване под налягане в присъствие на кислород и киселинен разтвор, съдържащ халогенни, медни и сулфатни йони за получаване на течност , съдържаща ценни Ni/ Co в резултат на окисляването под налягане на пулпа; течността се подлага на обработка за селективно утаяване за получаване на твърда фаза , съдържаща Ni/Co хидроксид; твърдата фаза се подлага на излугване с амонячен разтвор за получаване на разтвор от излугването, съдржащ ценните Ni/Co и на отпадък.In addition, according to the invention, a method for extracting valuable nickel / cobalt from ore or concentrate is created, which consists of the steps of subjecting the ore or concentrate to oxidation under pressure in the presence of oxygen and an acid solution containing halogen, copper and sulfate ions for the preparation of a liquid containing valuable Ni / Co as a result of pulp oxidation; the liquid is subjected to selective precipitation treatment to obtain a solid phase containing Ni / Co hydroxide; the solid is leached with ammonia solution to obtain a leach solution containing valuable Ni / Co and waste.
По-нататък метода може да включва етапи на киселинна промивка на отпадъка за получаване на промивен разтвор, съдържащ ценните Ni/Co и отстранения отпадък и рециклиране на промивния разтвор за селективно утаяване или поизбор промиващия разтвор се обработва за извличане на ценните Ni/Co.The method may further include acid washing steps of the waste to obtain a washing solution containing the valuable Ni / Co and the waste removed and recycling of the washing solution for selective precipitation or optionally the washing solution is treated to recover the valuable Ni / Co.
Селективното утаяване може да включва етапи на утаяване на течността при pH 5-6 за утаяване на наличните в разтвора желязо,мед и цинк; получения разтвор се подлага на утаяване на pH от около 7 до 8 за получаване на твърда фаза, съдържаща Ni/Co-хидроксид.Selective precipitation may include stages of liquid precipitation at pH 5-6 to precipitate iron, copper and zinc present in the solution; the resulting solution was precipitated at a pH of about 7 to 8 to form a solid phase containing Ni / Co-hydroxide.
Течността,съдържаща ценните Ni/Co може да се получи като пулпът се подлага на окисляване под налягане за неутрализиране при предварително определено pH, при което наличните в пулпа мед, желязо и кобалт са в твърда фаза, а ценните Ni/Co в разтвора или по избор може да се получи течност, съдържаща ценни Ni/Co нато пулпа се подложи на окисляване под налягане за неутрализиране до предварително определено pH, при което ценните Ni/Co са в твърда фаза и тогава твърдите ценни Ni/Co се подлагат на киселинно излугване за получаване на Ni/Co в разтвор.The liquid containing the valuable Ni / Co may be obtained by subjecting the pulp to oxidation under pressure to neutralize at a predetermined pH, whereby the copper, iron and cobalt present in the pulp are in a solid phase and the valuable Ni / Co in solution or at optionally, a liquid containing valuable Ni / Co may be obtained, and the slurry is subjected to pressure oxidation to neutralize to a predetermined pH, wherein the valuable Ni / Co is in a solid phase and then the solid valuable Ni / Co is leached to acid. obtaining Ni / Co in solution.
Методът може да включва етапи на котролиране концентрацията на никел в разтвора от излугване до максималната стойност от около 3 - 25г/л, за предпочитене 8 -10 г/л и особено за предпочитане 10 г/л.The method may include steps of controlling the concentration of nickel in the leach solution to a maximum value of about 3 - 25 g / l, preferably 8 -10 g / l, and especially preferably 10 g / l.
Етапът на Ni/Co излугване може де се извърши с разтвор на амониев сулфат. Концентрацията на амониевия сулфат може да бъде от около 150-250 г/л , за предпочитане около 200 г/л.The Ni / Co leaching step can be carried out with ammonium sulfate solution. The concentration of ammonium sulphate may be from about 150-250 g / l, preferably about 200 g / l.
Съгласно изобретението също се създава метод за извличане на ценните Ni/Co от концентрат, съдържащ Ni/Co хидроокис, който включва етапи на подлагане на концентрата на Ni/Co излугване с амонячен разтвор за получаване на разтвор от излугването, съдържащ ценните Ni/Co и на отпадък; и контралиране концентрацията на никел в разтвора от излугване до максимална стойност от около 3 до 25 г/л.The invention also provides a method of extracting valuable Ni / Co from a concentrate containing Ni / Co hydroxide, which includes the steps of subjecting the concentrate to Ni / Co leaching with an ammonia solution to obtain a leaching solution containing the valuable Ni / Co and waste; and controlling the concentration of nickel in the leach solution to a maximum of about 3 to 25 g / l.
Понятието „концентрат“ в настоящата заявка се отнася за всеки материал, в който съдържанието на ценен метал е увеличено до по-висок тегловен процент в сравнение с рудата, намираща се в природата и включва изкуствено получената сулфидна руда, като щейн и утайка на ценен метал във вид на твърда фаза като хидрокиси и сулфиди.The term "concentrate" in this application refers to any material in which the content of precious metal is increased to a higher weight percentage than the ore found in nature and includes artificially obtained sulfide ore, such as matte and precious metal sludge in the form of a solid phase such as hydroxides and sulfides.
Същността и предимствата на изобретението се поясняват чрез описаните по-долу предпочитани изпълнения на изобретението.The essence and advantages of the invention are explained by preferred embodiments of the invention described below.
КРАТКО ОПИСАНИЕ НД ЧЕРТЕЖИТЕ Изобретението се излюстрира с примери и обяснение на чертежите, където:BRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS The invention is illustrated with examples and explanations of the drawings, where:
фиг.1 представлява технологична схема на метода за хидрометалургично извличане на метал, съгласно изобретението.Fig. 1 is a flow chart of a method for hydrometallurgical metal recovery according to the invention.
фиг.2 представлава технологична схема, която излюстрира повече детайли на етапите от процеса на извличан^ с разтворители от фиг.1.FIG. 2 is a flow chart illustrating more details of the solvent extraction process steps of FIG. 1.
фиг.ЗА и В представляват технологична схема на друго изпълнение на метода, съгласно изобретението за извличане на благородни метали.Figs. 3A and B are a flow chart of another embodiment of the method of the invention for the extraction of precious metals.
фиг. 4 представлава технологична схема на метод за хидрометалургично извличане на метал, съгласно друго изпълнение на изобретението.FIG. 4 is a flow chart of a method for hydrometallurgical metal recovery according to another embodiment of the invention.
ДЕТАЙЛНО ОПИСАНИЕ НА ПРЕДПОЧИТАНИТЕ ИЗПЪЛНЕНИЯDETAILED DESCRIPTION OF THE PREFERRED EMBODIMENTS
Методът, съгласно изобретението е подходящ за преработка на медни руди, по-специално сулфидни медни руди, които съдържат също никел и/или кобалт или никел/кобалтови сулфидни руди с незначително съдържание на мед, както и никело/ кобалтови оксидни/латеритови/ руди. Освен това по метода може да се обработват никело/кобалтови руди, съдържащи други елементи , често считани за вредни, като магнезий, арсен и цинк или елементи, които са ценни и стойностни за извличане , например благородните метали злато и сребро и металите от групата на платината.The method according to the invention is suitable for the processing of copper ores, in particular sulphide copper ores, which also contain nickel and / or cobalt or nickel / cobalt sulphide ores with negligible copper content, as well as nickel / cobalt oxide / laterite / ores. In addition, nickel / cobalt ores containing other elements often considered as harmful, such as magnesium, arsenic and zinc, or elements that are valuable and valuable for extraction, such as precious metals gold and silver and metals of the group of platinum.
Рудата или концентрата, подавани за обработка може да съдържат един или повече сулфидни минерали на базата на металите Cu.Ni, Co и Zn .често пъти комбинирани с желязо И понякога с други елементи като As, Sb, Ад и др.The ore or concentrate submitted for treatment may contain one or more sulfide minerals based on Cu.Ni, Co and Zn metals, often combined with iron And sometimes with other elements such as As, Sb, Hell and others.
Типични сулфидни минерали на базата на посочените по-горе метали са:Typical sulfide minerals based on the above metals are:
мед med халкозит chalcocite халкопирйт chalcopyrite
никел nickel милерит millerite пентландит pentlandite
кобалт cobalt линаеит linait кобалтит cobaltite
цинк zinc сфалерит sphalerite марматит marmatite
В този контекст съотношението метал: сяра представлява съотношението на съвкупността базисни метали/ Cu, Ni,Co/ към сярата в концентрата и това е оценка за качеството на концентрата.In this context, the metal: sulfur ratio is the ratio of the total base metals / Cu, Ni, Co / to sulfur in the concentrate, and this is an estimate of the quality of the concentrate.
. Обикновено съотношението метал:сяра варира от 1,5 за висококачествените концентрати до под 0,2 за нискокачествените концентрати. За концентрати, които са преобладаващо Ni/ Co, отношението метал: сяра по-често е от по-нисък порядък, от 0,2 до 0,8 / желязото е изрично изключено от тези пресмятания, въпреки че е налице практически във всички сулфидни концентрати/.. Typically, the metal: sulfur ratio ranges from 1.5 for high quality concentrates to below 0.2 for low quality concentrates. For concentrates that are predominantly Ni / Co, the metal: sulfur ratio is more often of a lower order, 0.2 to 0.8 / iron is explicitly excluded from these calculations, although it is present in almost all sulfide concentrates /.
Значението на отношението метал към сяра за процеса се състои в това,че то влияе на металургичните промени в началните операции на окисляване под налягане.The importance of the metal to sulfur ratio for the process lies in the fact that it influences the metallurgical changes in the initial operations of oxidation under pressure.
Различни изпълнения на метода, съгласно изобретението може да се използуват за преработка на поредица Ni/Co концентрати , при които съотношението метал:сяра се променя от ниско до високо, както накратко е описано по-горе. Обаче освен споменатото отношение, е необходимо да се вземе под внимание и една друга характеристика- степента на окисляване на сярата / до сулфат / по време на окисляването под налягане . Сярата .съдържаща се в концентрата при окисляването под налягане се превръща или до елементарна сяра / S7 /няма окисляване на сярата / или окислената до сулфат / SO4'/. Обикновено 70-95% от сярата е неокислена и се получава като елементарна сяра. Изразено по друг начин, окисляването на сярата / до сулфат/ се променя обикнавено от 5 до 30%. Счита се за полезно да се намалява окисляването на сярата; важна задача на настоящия метод е да се постигне това. Това се улеснява като се вкарва източник на сулфат или бисулфат, като H2SO4 в етап на окисляване под налягане.Various embodiments of the process according to the invention can be used to process a series of Ni / Co concentrates in which the metal: sulfur ratio changes from low to high, as briefly described above. However, in addition to the mentioned ratio, it is necessary to take into account another characteristic - the degree of oxidation of sulfur / to sulfate / during oxidation under pressure. The sulfur contained in the concentrate during oxidation under pressure is converted to either elemental sulfur (S7 / no sulfur oxidation / or oxidized to sulfate / SO 4 '). Usually 70-95% of sulfur is non-oxidized and is obtained as elemental sulfur. In other words, the oxidation of sulfur (to sulphate) usually changes from 5 to 30%. It is considered useful to reduce the oxidation of sulfur; an important task of the present method is to achieve this. This is facilitated by the insertion of a sulfate or bisulfate source, such as H 2 SO 4 in the pressure oxidation step.
Значението на сулфидното окисляване е това , че то води до получаване на киселина , която евентуално може да бъде неутрализирана и то влияе на разпределението на мед и желязото и другите елементи в пулпа , получен от окисляването под налягане. Пулпът с висока киселинност / ниско pH / съдържа Си в разтвора, докато пулпове с ниска киселинност / високо pH / съдържат мед в твърдата фаза като основен меден сулфат.The importance of sulfide oxidation is that it produces an acid that can eventually be neutralized and it affects the distribution of copper and iron and other elements in the pulp resulting from oxidation under pressure. The high acid (low pH) slurry contains Cu in solution, while the low acidity (high pH) slurries contain solid copper as basic copper sulfate.
За концентрати с ниско отношение метал:сяра и /или високо окисляване на сярата , технилогичната схема , показана на фиг.1 представлява общия случай. Това е отбелязано като режим С. По време на окисляването под налягане 12 се получава достатъчно количество киселина, така че е необходимо да се неутрализира тази киселина с гасена вар в последната фаза на автоклава. Това е отбелязано като неутрализация 501 на фиг.1. Ако не се проведе тази неутрализация , полученият пулп ще има ниско pH, което води до наличието на значително количество Fe в разтвора, както и почти всичката мед.For low metal concentrates: sulfur and / or high sulfur oxidation, the flow chart shown in Figure 1 is a general case. This is referred to as mode C. During the oxidation under pressure 12, a sufficient amount of acid is obtained, so that it is necessary to neutralize this acid with quenched lime in the last phase of the autoclave. This is referred to as neutralization 501 in Figure 1. If this neutralization is not carried out, the resulting pulp will have a low pH, resulting in a significant amount of Fe in the solution as well as almost all copper.
Важна характеристика на метода е това,че произведеният пулп съдържа минимално количество желязо в разтвора /по-малко от 100 ppm / и около 1-5 г/л мед в разтвора. Като се подбере подходящо количество гасана вар, подавана в неутрализация 501, тези цели може да се постигнат дори с концентрати , които имат ниско отношение метал:сяра и проявяват относително високо окисляване на сярата, например 15-30%. Типичен пример за такъв концентрат и петландит/ пиритовия тип минерална смес на асоциация на минерали.An important feature of the process is that the pulp produced contains a minimum amount of iron in the solution (less than 100 ppm) and about 1-5 g / l copper in the solution. Choosing the right amount of slaked lime, fed to neutralization 501, these goals can be achieved even with concentrates that have a low metal-to-sulfur ratio and exhibit relatively high oxidation of sulfur, for example 15-30%. A typical example of such a concentrate and a petlandite / pyrite type mineral mixture of a mineral association.
Обаче, за концентрати с високо отношение метал: сяра и /или ниско окисляване на сярата , общото количество получена киселина при окисляването под налягане 12 е по-малко и №бже да не е необходима неутрализация , за да се получи пулп с нискоHowever, for high metal concentrates: sulfur and / or low sulfur oxidation, the total amount of acid produced under oxidation under pressure 12 is less and no neutralization is required to produce a low pulp
съдържание на желязо и на мед в желания порядък. Това изпълнение на метода е обозначено като режим А и е описоно подолу с пояснение към фигура 4. Типичин пример за този тип концентрат е петландит/халкопиритов тип на асоциация на минерали.content of iron and copper in the desired order. This embodiment of the method is referred to as Mode A and is described below with an explanation of Figure 4. A typical example of this type of concentrate is the petlandite / chalcopyrite type of mineral association.
При режим А, количеството изрозходвана киселина при окисляването под налягане от други химични реакции е повече от достатъчно да бъде използувана /употребана / всичката киселина , произведена при окисляването на сярата.In Mode A, the amount of acid consumed in the oxidation under pressure by other chemical reactions is more than sufficient to utilize / consume all the acid produced by the oxidation of sulfur.
Примери за двата режима А и С, необходими за два различни концентрата са показани на долната таблица:Examples of the two modes A and C required for two different concentrates are shown in the table below:
вид химичен състав отношение % на окисляване метал:сяра на сярата процес: на концентратаtype of chemical composition ratio% oxidation metal: sulfur sulfur process: concentrate
Си Si Ni It is not Co Co S S
режим А 6,3 mode A 6.3 14 14 0,6 0.6 34 34 0,61 0.61 6 6
режим С 0,1 mode C 0.1 22 22 0,6 0.6 22 22 0,78 0.78 15 15
Така първият кнцентрат със съдъражание на Ni 14% проявява само 6% окисляване на сярата в процеса на окисляването под налягане и затова е обработван при режим А, доката вторият концентрат изисква прилагането на режим С , поради по-високото окисляване /15% /.Thus, the first concentrate with Ni content of 14% exhibits only 6% sulfur oxidation during the pressure oxidation process and is therefore treated in mode A, whereas the second concentrate requires the use of mode C due to the higher oxidation (15%).
Режим С ще бъде описан с поясненията към фиг.1.Mode C will be described with the explanations in FIG. 1.
Отначало рудата или концентрата се подлагат на окисляване под налягане 12 в автоклав в присъствие на кеселинен разтвор, съдържащ сулфатни, хлоридни и медни йони. В показания пример количеството H2SO4, вкарана в автоклава е около 40 г/л и концентрацията на хлорид в разтвора е около 10-12г/л. Обикновено температурата е около 90°С до около 160°С при парциално налягане на кислорода от 200 -2 000 кРа. Времето на задържане е около 0,5-5,0 часа и се намира в обратна зависимост с температурата , като обикновено процесът се провежда непрекъсваемо в автоклав. Обаче ако се желае , процесът може да се провежда на серии.Initially, the ore or concentrate is subjected to pressure oxidation 12 in an autoclave in the presence of a acid solution containing sulphate, chloride and copper ions. In the example shown, the amount of H 2 SO 4 introduced into the autoclave is about 40 g / l and the chloride concentration in the solution is about 10-12 g / l. Typically, the temperature is about 90 ° C to about 160 ° C at an oxygen partial pressure of 200-2,000 kPa. The retention time is about 0.5-5.0 hours and is inversely related to the temperature, usually the process is carried out continuously in an autoclave. However, if desired, the process can be run in series.
Неутрализацията 501 се осъществява чрез изпомпване на гасена вар / със съдържание на твърдото във водата 10-20% / в последните една или две камери на автоклава.Neutralization 501 is effected by pumping lime (with a water content of 10-20% solid) in the last one or two autoclave chambers.
След окисляването под налягане 12 , пулпът получен в автоклава се източва през един или повече разширителни съдове 22, за да се намали налягането до атмосферното налягане и на температурата до 90-100°С.After pressure oxidation 12, the pulp obtained in the autoclave is drained through one or more expansion vessels 22 to reduce the pressure to atmospheric pressure and temperature to 90-100 ° C.
След това пулпът продължава да се охлажда и да се подлага на филтруване 24 и се получава филтрат от окисляването под налягане 29 и твърд остатък / филтърен кек от окисляването под налягане/.The slurry is then further cooled and filtered 24 to give a filtrate of oxidation under pressure 29 and a solid residue (filter cake of oxidation under pressure).
Етапът на неутрализация 501 се прилага, за да се получи утаяване на разтворимата мед върху филтърния кек от окисляването под налягане, която в противен случай би останала във филтрата на продукта от окисляването под налягане 29. Така, че неутрализацията 501 може да се използува за намаляване до минимум съдържанието на мед във филтрата 29, което е обикновено под 1 до 5 г/л мед, а с това се улеснява следващото отстраняване на медта от разтвора. Освен това, неутрализацията помага за снижаване съдържанието на желязо във филтрата от окисляването под налягане. Обаче, когато се добавя гасена вар, за предпочитане е да не се добавя твърде много, което би довело до преципитиране на Ni/Co. Обикновено гасена вар се подава в такова количество ,че филтратът 29 от окисляването под налягане да бъде с pH между 3 и 4, което се счита за подходящо за отстраняване на по-голяма част от медта при все още менимално утаяване наNi/Co.The neutralization step 501 is applied to obtain soluble copper precipitation on the filter cake from pressure oxidation, which would otherwise remain in the filter of the pressure oxidation product 29. Thus, neutralization 501 can be used to reduce to a minimum, the content of copper in the filtrate 29, which is usually less than 1 to 5 g / l of copper, facilitating the subsequent removal of copper from the solution. In addition, neutralization helps to reduce the iron content of the filtrate from oxidation under pressure. However, when slaked lime is added, it is preferable not to add too much, which would cause Ni / Co to precipitate. Typically, slaked lime is fed in such a way that the filtrate 29 of the oxidation under pressure is at a pH of between 3 and 4, which is considered appropriate for removing most of the copper with still minimal Ni / Co precipitation.
a филтратът 29 от окисляването под налягане обикновено се подлага на извличане чрез разтваряне 50 на медта, особено ако в изходния концентрат е налице значително съдържание на мед, така че да се извлече съдържащата се мед и да се намали колкото е възможно / Си2+/в рафината 63, обикновено под 100 ppm. Освен това, филтърният кек от окисляването под налягане се подлага на атмасферно излугване 14, за да се извлече медта в разтвора , който разтвор се подлага на извлачане чрез разтваряне на медта 16. Излугването 14 се провежда с пречистения продукт 120 от извличането на мед чрез разтваряне 16, който продукт представлява разредена киселина с около 3 -20 г/л H2SO4. Освен това излугването 14 помага за промивката на увлечения разтвор, съдържащ известно количество Ni/Co извън филтърния кек от окисляването под налягане. Тези количества, които ще се натрупат в поток 51, могат да се извлекат при основно източване /примерно 1 до 10% от потока в зависимост от концентрацията/ като се утаява при pH от 7 до 8 с гасена вар във вид на хидроксиди на Ni и Co, сходни с условията на утаяване 506, което е описано по-долу .Тогава сместа от Ni/Co хидроокиси може да се филтрува и рециклира в стадия на пречистване 500, който е описан по-долу.and the filtrate 29 from oxidation under pressure is usually subjected to recovery by dissolving 50 of copper, especially if there is a significant copper content in the starting concentrate so as to extract the copper contained and reduce as much as possible / Cu 2+ / in the refinery 63, typically below 100 ppm. In addition, the filter coke of oxidation under pressure is subjected to atmospheric leaching 14 to extract copper into the solution, which solution is subjected to extraction by dissolving copper 16. The leaching 14 is carried out with the purified product 120 from extraction of copper by dissolution 16, which product is a dilute acid of about 3 -20 g / l H 2 SO 4 . In addition, leaching 14 helps flush out the entrained solution containing a certain amount of Ni / Co outside the filter cake from the oxidation under pressure. These amounts, which will accumulate in stream 51, can be recovered at the main drainage (e.g. 1 to 10% of the stream depending on concentration) by settling at pH 7 to 8 with quenched lime in the form of Ni and hydroxides. Co, similar to the precipitate conditions 506, which is described below. Then the mixture of Ni / Co hydroxides can be filtered and recycled in the purification step 500, which is described below.
Пулпът 31, получен он излугването 14 се филтрува трудно и разделянето твърдо/ течно се извършва посредством серия от сгъстители по схема 34 на прот^воткОВО декантиране /ППД/. Промивната вода се осигурава от част от пречистения продукт от извличането чрез разтваряне 16, който се отделя при 36 и се неутрализира при 46 ,като се използува варивик за отстраняване на киселината. Пулпът от неутрализирането 46 се филтрува при 48 и се получава гипсов отпадък, а течността 51 се рециклира като промивна вода.The slurry 31 obtained on leaching 14 is difficult to filter and the separation is solid (liquid is carried out by means of a series of thickeners according to flow decantation scheme 34 (PDD). The wash water is provided by a portion of the purified product from the extraction by dissolving 16, which is recovered at 36 and neutralized at 46 using a boil to remove the acid. The neutralization slurry 46 is filtered at 48 and gypsum waste is obtained and the liquid 51 is recycled as washing water.
с twith t
Зареденият екстрагент от мокрото извличане 50 и 16 се подлага на отделяне 44 и след това се отвежда за електролитно отлагане на 20 на медта.The charged wet extractant extractor 50 and 16 are separated 44 and then removed for electrolytic deposition of 20 on copper.
Извличането на мед чрез разтваряне 50 и 16 се извършва с общ екстрактор. Това е показано на фиг.2 .където прекъснатата линия означава органичен екстрагент, който циркулира след отделяне 44. Отделянето 44 се извършва чрез разход на киселина или електролит 55 от електролитното отлагане 20 за получаване на чист меден сулфатен разтвор или богат /зареден/ електролит 57, който след това преминава през стадий на електролитно отлагане 20. Може да се използува всеки подходящ екстрагент на мед, който може селективно да отдели медта от разтвора, който съдържа също Ni, Co.Fe и Zn. За подходящ екстрагент е определен хидроксиоксим като например LIX 84™ или UX 864™ реагенти от Хенкел Корпорейшън.The extraction of copper by dissolving 50 and 16 is carried out with a common extractor. This is shown in Figure 2. Where the broken line means an organic extractant that circulates after separation 44. The separation 44 is carried out by consuming acid or electrolyte 55 from electrolyte deposition 20 to obtain a pure copper sulfate solution or rich / charged / electrolyte 57 which then undergoes an electrolytic deposition step 20. Any suitable copper extractant may be used that can selectively separate copper from the solution, which also contains Ni, Co.Fe and Zn. Hydroxyoxime such as LIX 84 ™ or UX 864 ™ reagents from Henkel Corporation is designated as the appropriate extractant.
Ако в рудата или концентрата са налице незначителни количества мед, то все пак е благоприятно окисляването под налягане 12 да се проведе при наличието на медни йони /например 5 до 10 г/л Си/. Медните йони може да бъдат добавени под формата на медни соли като например CuSO4 или CuCI2. След това се извършва извличане чрез разтваряне и отделяне, но се пропуска електролитното отлагане 20 и набогатената на мед течност, получена от разреждането 44 на органичните екстрагенти ще бъде рециклерана в оксиляването под налягане 12. По избор може да се добави меден концентрат, при който случай медта може да бъде рециклирана след мокрото извличане на медта и отделяне на мед или отвеждане за електролитно отлагане за извличане на медта. Така ще се постъпи и в случай, когато на обработка се подлага латеритова руда.If insignificant quantities of copper are present in the ore or concentrate, it is still advantageous to carry out the oxidation under pressure 12 in the presence of copper ions (eg 5 to 10 g / l Cu). The copper ions can be added in the form of copper salts such as CuSO 4 or CuCI 2 . Extraction is then carried out by dissolution and separation, but the electrolyte deposition 20 is omitted and the copper-rich liquid obtained from the dilution 44 of the organic extractants will be recycled into the pressure oxidation 12. Optionally, a copper concentrate may be added, in which case copper can be recycled after wet copper extraction and copper removal or electrolyte deposition removal for copper extraction. This will also be the case if lateritic ore is being processed.
ΜΜ
Рафинатът 63 се подлага на пречистваща операцияThe raffinate 63 is subjected to a purification operation
500, за да се получи разтвор Ni/Co, свободен от елементи като Fe,Zn и Си, които биха причинили затруднения при следващите етапи на процеса на мокро извличане и електролитно отлагане на Ni и Co. Етапът на пречистване 500 е етап на утаяване , при който остатъчните Fe, Cu и Zn се утаяват чрез добавяне на гасена вар и рециклиран Мд/ ОН/2. Обикновено разтворът , подаван на етап на пречистване 500 ще съдържа желязо, както и известно количество цинк и магнезий, налични в концентрата. Утаяването 500 се извършва при pH от около 5 до 6, така че в идеалния случай не повече от 1 ppm Zn, 1 ppm Cu и 1 ppm Fe остават в разтвора . Важно е също да не се преципитира твърде много Ni/Co. Това се постига чрез стриктен контрол на pH, т.е. като не се допуска pH да нараства много. От тази гледна точка се счита ,че е благоприятно Мд/ОН/2 да се рециклира.500 to obtain a Ni / Co solution free of elements such as Fe, Zn and Cu, which would cause difficulties in the subsequent steps of the wet extraction and electrolytic deposition of Ni and Co. Purification step 500 is a precipitation step in which residual Fe, Cu and Zn are precipitated by the addition of slaked lime and recycled MD / OH / 2 . Typically, the solution fed to the purification step 500 will contain iron as well as some zinc and magnesium present in the concentrate. Sediment 500 is carried out at a pH of about 5 to 6, so ideally no more than 1 ppm Zn, 1 ppm Cu and 1 ppm Fe remain in solution. It is also important not to precipitate too much Ni / Co. This is achieved by strict pH control, ie. not allowing the pH to rise much. From this point of view, it is considered advantageous to recycle MD / OH / 2 .
Продуктът от утаяване 500 се подлага на твардо/течно разделяне 502. Медта , желязото и цинка, които се утаяват като хидроксиди може да се върнат в процеса чрез разреден разтвор на киселина , разтвор от излугването 503, по -специално за извличане на Ni/Co. Продуктът от киселинното промиване 503 се подлага на твърдо/течно разделяне 505 като се получават главно медни , железни и цинкови хидроксиди , което осигурява отделянето на цинка от системата. Течната фаза 504 от твърдо/течно разделяне 505, се рециклира в окисляването под налягане 12.The precipitating product 500 is subjected to hard / liquid separation 502. Copper, iron and zinc, which are precipitated as hydroxides, can be returned to the process by a dilute acid solution, leaching solution 503, more specifically for the extraction of Ni / Co . The acid flushing product 503 is subjected to solid / liquid separation 505 to give mainly copper, iron and zinc hydroxides, which ensures the separation of zinc from the system. The liquid phase 504 of the solid / liquid separation 505 is recycled to the oxidation under pressure 12.
Ако съдържанието на цинк е достатъчно високо, Cu.Fe и Zn хидроксиди могат след това да бъдът излугвани с разреден разтвор на киселина сцел разделното извличане на цинка. В краен случай , ако е необходимо може де се включи етап на мокро извличане на цинка.If the zinc content is high enough, Cu.Fe and Zn hydroxides can then be leached with a dilute acidic glass solution to separate zinc extraction. As a last resort, a wet zinc extraction step may be included if necessary.
Концентрациите на Ni.Co и Mg в разтвора след утаяване 500 ще зависи от състава на концентрата . В зависмост от минераложкия състав е възможно по-голяма част от магнезия в концентрата да се излужи по време на окисляването под наляганеThe concentrations of Ni.Co and Mg in the solution after precipitation 500 will depend on the composition of the concentrate. Depending on the mineralogical composition, most of the magnesium in the concentrate may be leached during the oxidation under pressure.
12. Тка например за Ni/Co концентрати , съдържащи например 20% никел и 5% мегнезий, обикновено разтворът след утаяване 500 ще съдържа около 30 г/л никел и около б г/л магнезий. При обработка на латеритова руда съдържанието на магнезий ще бъде по-виксоко.12. For example, for Ni / Co concentrates containing, for example, 20% nickel and 5% magnesium, the solution after precipitation 500 will typically contain about 30 g / l nickel and about 6 g / l magnesium. When processing laterite ore, the magnesium content will be higher.
Разтворът .получен от твърдо/течното разделяне 502 се подлага на селективно утаяване 506, при което никела и кобалта се утаяват като хидроксиди или карбонати с подходящ реагент за неутрализация като гасена вар (Са/ОН/г), натриев карбонат, амоняк и натриева основа (Na (ОН)). Неутрализацията и утаяването се извършват при pH от 7 до 8, което води до минимално утаяване на Mg (ОН)2. Предпочитаният реагент за неутрализация е гасена вар, тъй като еотносително най-ефтина и при това реакцията не въвежда в разтвора никакви други катиони като Na+n NH4 +.The solution obtained from the solid / liquid separation 502 is subjected to selective precipitation 506, whereby nickel and cobalt are precipitated as hydroxides or carbonates with suitable neutralizing agents such as slaked lime (Ca / OH / g), sodium carbonate, ammonia and sodium hydroxide. (Na (OH)). Neutralization and precipitation are carried out at a pH of 7 to 8, which results in minimal precipitation of Mg (OH) 2 . The preferred neutralizing reagent is quenched lime as it is relatively the cheapest and the reaction does not introduce into the solution any other cations such as Na + n NH 4 + .
Неутрализация с гасена варNeutralization with slaked lime
NiSO4(BQn) + Са(ОН)2-> Ni(OH)2{TB) + CaSO4.2 Н2О{ТВ) /1/ гипсNiSO 4 (BQn) + Ca (OH) 2 -> Ni (OH) 2 {TB) + CaSO 4 .2 H 2 O {TV) / 1 / gypsum
Подобна реакция протича с CoSO4 като се получава съответно Со/ОН/2 и Mg /ОН/2.A similar reaction was carried out with CoSO 4 to give Co / OH / 2 and Mg / OH / 2 respectively .
Неутрализация с натриева основа (NaOH)Sodium base neutralization (NaOH)
NiSO4(BOfl) + NaOH —> Ni (0^2(^+ NaSO4(BQn) !2JNiSO 4 (BOfl) + NaOH -> Ni (0 ^ 2 (^ + NaSO 4 ( BQn )! 2J
Обаче е важно да има наличие на известно количество Mg в утаената твърда фаза,което улеснява отделянето на Ni и Co , както е описано по-долу. Намира се за целесъобразно да се извърши двустепенно противотоково утаяване.However, it is important to have a certain amount of Mg in the precipitated solid which facilitates the separation of Ni and Co as described below. It is appropriate to carry out two-stage countercurrent precipitation.
В някои случаи е за предпочитане утаяване с натриева основа или амоняк например, при което се получава твърд съпродукт (гипс), така че никеловата утайка е с по-високо качество и е без калций.In some cases, precipitate with sodium hydroxide or ammonia is preferable, for example, to give a solid product (gypsum) so that the nickel precipitate is of higher quality and is calcium free.
Продуктът от операцията на утаяване 506 се подлага на твърдо/течно разделяне 508.The product of the sedimentation operation 506 is subjected to solid / liquid separation 508.
Течността от твърдо/течнато разделяне 508 се подлага на операция 510, за предпочитане отново с гасена вар,съобразно същите съображения, както по-горе, за да се утаи допълнително Mg, ако се налага и по този начин да се предотврати натрупването на Mg в системата. Продуктът от утаяване 510 се подлага на твърдо/течно разделяне 512. Твърдата фаза от разделянето 512 е магнезиево хидроксилен съпродукт 514. Както се упомена по-горе част от магнезиево хидроксилния съпродукт 514 се рециклира и се използва при утаяване 500. Течността от разделянето 512 се рециклира в етапа на окисляване под налягане 12, както е отбелязано чрез потока за рециклиране 516.The solid / liquid separation fluid 508 is subjected to operation 510, preferably again with slaked lime, for the same reasons as above, to further precipitate Mg if necessary and thus to prevent the accumulation of Mg in system. The precipitation product 510 is subjected to solid / liquid separation 512. The solid phase of separation 512 is magnesium hydroxyl product 514. As mentioned above, part of the magnesium hydroxyl product 514 is recycled and used for precipitation 500. The liquid from separation 512 is is recycled in the pressure oxidation step 12 as indicated by the recycling stream 516.
Кекът твърд хидроксид от етапа на разделяне 508, съдържащ определено количество Ni о Co се подлага на излугване 518 с амонячен разтвор при pH от около 6 до 8.A solid hydroxide cake from the separation step 508 containing a certain amount of Ni 0 Co is leached 518 with ammonia solution at a pH of about 6 to 8.
Амонячният разтвор може да бъде амониев сулфат или амониев карбонат, но първият от тях се счита за по-добър, тъй като има по-ниско pH, а това позволява по-добро разделяне в разтвора на Ni и Co. Освен това амониевият сулфат има по-ниско амониево(газово) парно налягане, а също така извличането на Ni иThe ammonia solution may be ammonium sulphate or ammonium carbonate, but the former is considered to be better as it has a lower pH, which allows better separation in the Ni and Co solution. In addition, ammonium sulfate has a lower ammonium (gas) vapor pressure, as well as Ni and
Co е по-високо с амониев сулфат. В този пример се използува 200г/л разтвор на амониев сулфат.Co is higher with ammonium sulfate. In this example, a 200g / l solution of ammonium sulfate is used.
По време на излугването , при което се образуват никелов и кобалтов разтворими диаминсулфати, протичат следните реакции:During leaching to form nickel and cobalt soluble diaminesulfates, the following reactions occur:
(NH4)2SO4 + Ni (ОН)2^ Ni (NH3)2SO4 +2 Н2О(3) (NH4)2SO4 + Со(ОН)2 ->Со (NH3)2SO4+ 2 Н2О(4)(NH 4 ) 2 SO 4 + Ni (OH) 2 ^ Ni (NH 3 ) 2 SO 4 +2 H 2 O (3) (NH 4 ) 2 SO 4 + Co (OH) 2 -> Co (NH 3 ) 2 SO 4 + 2 N 2 O (4)
Наличният Mg в твърдата фаза също се разтваря, както следва:The available Mg in the solid phase is also dissolved as follows:
(Ni4)2SO4 + Mg( OH)2->MgSO4_»+2 Н2О+ 2NH3(5)(Ni 4 ) 2 SO 4 + Mg (OH) 2 -> MgSO 4 _ »+ 2 N 2 O + 2NH 3 (5)
При провеждането на излугване 518 не се прави опит да се излужи 100% от Ni/Co, съдържащи се в твърдия материал, а само 90-99%. Това дава възможност излугването 518 да се проведе при ниско pH вместо при високо pH от около 9, което в противен случай би се изисквало. Това по-високо pH изисква добавянето на амоняк при излугването като втори реагент, заедно с амониевия сулфат.During leaching, 518 does not attempt to leach 100% of the Ni / Co contained in the solid material, but only 90-99%. This allows leaching 518 to be carried out at low pH instead of at a high pH of about 9, which would otherwise be required. This higher pH requires the addition of ammonia to leach as a second reagent, together with ammonium sulfate.
Следващият проблем, който възниква се състои в това,че извличането или търговски наличния екстрагент на Co не действа ефективно при тази висока стойност на pH. Екстрагентът се разрушава и не е селективен по отношение на Ni. В резултат е необходимо да се извърши най-напред извличането на Ni вместо извличане на Co , след което би изисквало да се намали pH чрез добавяне на други реагенти ,като например киселина, което означава получаването на съпродукт амониев сулфат и изразходване на реагента амоняк. Друг проблем, който възниква се състои в това, че за да се извърши най-напред мокрото извличане на Ni е необходимо да се окисли цялото количество Co до състояние +3 ,за да се избегне извличането на Co с Ni. Това окисление е трудно да се извърши количествено. Това води до понататъчно усложняване на процеса . Така също е необходимо да се редуцира Со3+ до Со2+ с последващо извличане на Ni и това е също така трудно за извършване .A further problem that arises is that the extraction or commercially available Co extractant does not work effectively at this high pH value. The extractant is broken down and is not selective for Ni. As a result, it is first necessary to remove Ni instead of recovering Co, and then to reduce the pH by adding other reagents, such as acid, which means the preparation of ammonium sulfate by-product and the consumption of ammonia reagent. Another problem that arises is that in order to first wet the Ni extraction, it is necessary to oxidize the entire amount of Co to +3 to avoid the extraction of Co with Ni. This oxidation is difficult to quantify. This further complicates the process. It is also necessary to reduce Co 3+ to Co 2+ with subsequent extraction of Ni and this is also difficult to perform.
За да се избегнат горните трудности , методът съгласно настоящето изобретение предвижда извършването на излугване 518 при pH от около 6 до около 8 и тогава получената твърда фракция се подлага на следващо промиване 520 с разреден разтвор на амониев сулфат, както е описано по-долу.In order to avoid the above difficulties, the process of the present invention provides for leaching 518 at a pH of from about 6 to about 8, and then the resulting solid fraction is further washed 520 with dilute ammonium sulfate solution as described below.
Друг аспект на метода се състои в това, че концентрацията на Ni- йони в разтвора по време на излугването 518 се контролира да остане при относително ниски стойности , максимум около 10 г/л. Установено е, че в резултат на това се постига по-добро извличане на Ni при излугването 518. При установено количество на Ni в твърдата фаза може да се изчисли необходимото количество течност, което би следвало да се подаде за да се получи желаната концентрация на Ni.Another aspect of the method is that the concentration of Ni-ions in the solution during leaching 518 is controlled to remain at relatively low values, up to a maximum of about 10 g / l. As a result, a better recovery of Ni is obtained by leaching 518. With an established amount of Ni in the solid phase, the required amount of fluid can be calculated which would have to be supplied to obtain the desired Ni concentration. .
Продуктът от излугването 518 се подлага на течно/твърд разделяне 522.The leaching product 518 is subjected to liquid / solid separation 522.
Течността от разделяне 522 се подлага на мокро извличане 534 на Co, за да се получи зареден с Co екстрагент и рафинат, който след това се подлага на мокро извличане 536 на Mg, за да се получи зареден с Mg екстрагент и рафинат, който се подлага намокро извличане 538 на Ni, за да се получи зареден с Ni екстрагент и рафинат. Рафинатът , получен от мокрото извличане 538 на Ni се рециклира в излугването 518.Separation fluid 522 is co-extracted wet 534 to obtain Co-loaded extractant and raffinate, which is then subjected to wet-extracted Mg 536 to obtain Mg-loaded extractant and raffinate wet extraction of 538 Ni to obtain Ni-loaded extractant and raffinate. The raffinate obtained from the wet leaching 538 of Ni is recycled into leach 518.
Твърдият продукт от течно/твърдото разделяне 522 се рециклира или се подлага на промиване 520, както е посочено погоре, къдато твордият продукт се промива с разтвор от амониев су/\фат. Това е слаб разтвор от амониев сулфат с концентрация около 10% и той представлява разтвора от излугване 518. Той се получава от промиването на увлечения разтвор от амониевия сулфат от твърдата фаза на промиването 520.The liquid / solid separation product 522 is recycled or washed 520 as indicated above, where the product is washed with ammonium sulphate solution. It is a weak ammonium sulphate solution with a concentration of about 10% and it is a leaching solution 518. It is obtained by washing the entrained solid ammonium sulphate solution 520.
Продуктът от рециклирането 520 се подлага на течно/твардо разделяне 524 и твърдата фаза се промива с вода. Водата от промиването и течността от течно/твърдото разделяне 524 се подлагат на мокро извличане 526 на Co, за да се получи отново екстрагент, зареден с Co и рафинат, който се подлага на мокро извличане 527 на Mg, за да се получи екстрагент .зареден с Mg и рафинат, който се подлага на мокро извличане 528 на Ni, за да се получи екстрагент, зареден с Ni и краен рафинат, който се рециклира в етапа на рециклиране 520.Recycling product 520 is subjected to liquid / solid separation 524 and the solid is washed with water. The flushing water and the liquid / solid separation 524 are wetted to Co 526 extraction to obtain a Co-loaded extractant and raffinate to 527 Mg wet extraction to obtain the extractant. with Mg and raffinate, which is subjected to a wet 528 extraction of Ni to give an extractant loaded with Ni and a final raffinate, which is recycled at the recycling step 520.
За да компенсира водата, добавяна за водното промиване при филтруване 524 част от крайния пречистен разтвор се отвежда в концентрирания амониево-сулфитен рафинат, идващ от мокрото извличане 538 на Ni. За тази цел цикълът на концентриран амониев сулфат включва етап 539 на изпаряване за да компенсира отклонения рафинат от разреден рафинат на амониев сулфат.In order to compensate for the water added to the water washing by filtration 524, a portion of the final purified solution is removed into concentrated ammonium sulfite raffinate coming from the wet extraction 538 of Ni. For this purpose, the concentrated ammonium sulfate cycle includes evaporation step 539 to compensate for the deviated raffinate from the dilute ammonium sulfate raffinate.
Мокрото извличане на кобалт 534,526, мокрото извличане на Mg 536,527 и мокрото извличане на Ni 538,528 се осъществяват с общ екстрагент, както е и при мокрото извличане на Си 50,16.The wet extraction of cobalt 534,526, the wet extraction of Mg 536,527, and the wet extraction of Ni 538,528 were carried out with a common extractant, as in the wet extraction of Cu 50.16.
Екстрагентът, който е счетан за подходящ както за извличане на Co, така и за извличане ваМд е органичен форсфорно кисел екстрагент, по-специално екстрагент на база органична фосфониеува киселина, като Суапех 272™ w^Cyanamid Inc., който включва бис 2,4,4- триметилпентил фосфониева киселина. За извличането на Ni се счита за подхдящ екстрагент на база хидрокси-оксим, като LIX 84™ на Henkel Corp.The extractant, which is considered suitable for both Co and Pb extraction, is an organic phosphoric acid extractant, in particular an organic phosphonium acid extractant such as Swapech 272 ™ w ^ Cyanamid Inc., which includes bis 2,4 , 4-trimethylpentyl phosphonic acid. Ni extraction is considered a suitable hydroxy-oxime based extractant, such as Henkel Corp.'s LIX 84 ™.
Заредените екстрагенти на Co, Ni и Mg се промиват с подходящи водни разтвори , за да се отдели увлечиния разтвор на амониев сулфат и тогава да се извърши отделяне с разредена киселина , за да се получат чисти разтвори, набогатени на Co и Ni и набогатена на Mg течност, съдържаща малки количества Co и Ni Разтворите на Co и Ni се отвждат за електролитно отлагане /ЕО/ на Co и на Ni в етепите 530 и 532.The charged Co, Ni, and Mg extractants are washed with suitable aqueous solutions to separate entrained ammonium sulfate solution and then dilute with acid to obtain pure Co and Ni-rich solutions and Mg-rich. liquid containing small amounts of Co and Ni Co and Ni solutions are removed for electrolytic deposition (EC) of Co and Ni in steps 530 and 532.
Преди отделянето екстрагентът , зареден с Co се промива с концентриран разтвор на Co, който се отклонява от разтвора, набогатен с Co, отвеждан към електролитното отлагане /ЕО/ на Co и/или концентриран разтвор на Mg , който се отделя от набогатената на Mg течност. Това се извършва за де се улесни отделянето на Ni,, който може да е налице в еекстрагента, зареден с Co. По подобен начин екстрагентът, зареден с Mg може да бъде промит с концентриран разтвор на Mg, който е отделен от течност, набогатена на магнезий.Prior to separation, the Co-loaded extractant is washed with a concentrated Co solution that deviates from the Co-rich solution taken to the electrolyte deposition / EC / of Co and / or a concentrated Mg solution which is separated from the Mg-rich liquid . This is done to facilitate the separation of Ni, which may be present in the extractant charged with Co. Similarly, the Mg-loaded extractant can be washed with a concentrated Mg solution, which is separated from a magnesium-rich liquid.
За добро разделяне на Co от Ni по време на мокрото извличане на Co и мокро извличане на Ni е установено, че е полезно наличието на известно количество на Mg в разтвора , подаван за мокро извличане на Co. Обикновено разтворите имат същото съотношение на Co:Ni, както и първоначално подавания канцентрат (обикновено 1:30). Така за 10 г/л Ni сътветства О.ЗЗг/л Co.For the good separation of Co from Ni during wet Co extraction and wet Ni extraction, it has been found useful to have a certain amount of Mg in the solution fed to the Co wet extraction. Usually the solutions have the same Co: Ni ratio as the initial concentrate (usually 1:30). Thus for 10 g / l Ni corresponds to O.sub.3 / l Co.
За мокрото извличане на Co и Mg се използува един и същи екстрагент 534 и 536. Екстрагентът е по-селективен за Co отколкото за Mg и по-селективен за Mg , отколкото за Ni. При мокрото извличане 534 на Co, използуваното количество екстрагент се ограничава до това да заеме всички налични места, където има Co йони в по-голяма степен и на Mg йони в по-малка степен, което намалява извличането на Ni. При мокрото извличане &The same extractant 534 and 536 is used for wet extraction of Co and Mg. The extractant is more selective for Co than Mg and more selective for Mg than Ni. In the wet 534 Co extraction, the amount of extractant used is limited to taking up all the available locations where there are more Co ions and Mg ions to a lesser extent, which reduces Ni extraction. In wet extraction &
на Mg 536 достъпните места са запълнени главно с Mg йони , в помалка степен с Co йони и също възможно малко количество Ni йони. Йоните на Ni и Co се доизвличат като се рециклира течността набогатена на Mg за утаяване на Ni/Co 506, както е посочено със стрелката 543.of the Mg 536 accessible sites are filled mainly with Mg ions, to a lesser extent with Co ions and also a possible small amount of Ni ions. Ni and Co ions are recovered by recycling the Mg-rich fluid to precipitate Ni / Co 506 as indicated by arrow 543.
Установено е също ,че е благоприятно концентрацията на Mg да се поддържа равна на концентрацията на Co, въпреки ,че тя може да се изменя в много широк интевал от 1:5 до 5:1.It has also been found advantageous to maintain the Mg concentration equal to the Co concentration, although it can vary over a very wide range from 1: 5 to 5: 1.
Ползата от наличието на Mg се състои в:The benefit of having Mg is:
(i) намалява се до минимум количеството Ni, което се извлича по време на мокрото извличане на Co, като същевременно дава възможност за (ii) висок процент на извличане на Co, т.е. на 90% и (iii) високо съотношение на Co към Ni в Co продукт ,т.е. Co: Ni >1000:1.(i) minimize the amount of Ni recovered during wet Co extraction, while allowing for (ii) a high Co recovery rate, i.e. 90% and (iii) a high ratio of Co to Ni in the Co product, i. Co: Ni> 1000: 1.
Без наличието на Mg може да се достигне до известен компромис при течното извличане на Co като:Without the presence of Mg, there can be some compromise in the liquid extraction of Co such as:
(i) известно количиство Ni се извлича заедно с Co или (ii) извличането на Co е непълно или (iii) съотношението на Co към Ni в Co продукт е твърде ниско.(i) a certain amount of Ni is recovered together with Co or (ii) the recovery of Co is incomplete or (iii) the ratio of Co to Ni in Co product is too low.
При извличането на Mg известно количество Co /т.е. 510%/ може да остане неизвлечено при мокрото извличане на Co и вместо това може да бъде иизвлечено по време на извличането на Mg. Продуктите от мокрото извличане на Mg са :When extracting Mg, a certain amount of Co / m.p. 510% / may remain un extracted during wet Co extraction and may instead be extracted during Mg extraction. Wet Mg Extraction Products are:
а/набогатена течност от процеса на отделяне и съдържа известно количество Mg, Ni и Co. Тя се рециклира и не се губи; и б/ Mg рафинат е с много ниско съдържание на Co ,т.е.a / a rich liquid from the separation process and containing a certain amount of Mg, Ni and Co. It is recycled and not wasted; and b / Mg raffinate is very low in Co, ie.
около 1 ррт, което дава възможност при последвощо мокро извличане на Ni да се получи много добро съотношение на Ni към Co в набогатената на Ni течност, постъпвоща за електролитно отлагане на Ni. Така се получават много чисти катоден Ni и катоден Co.at about 1 ppm, which allows the subsequent wet extraction of Ni to produce a very good ratio of Ni to Co in the Ni-enriched liquid entering for electrolytic deposition of Ni. This produces very pure cathode Ni and cathode Co.
Твърдият продукт от твърдо/течното резделяне 524 се промива /540/ с резредена киселина, за да се извлекат увлечените Ni/Co, като течността от пормивката се рециклира в утаяването 500. Твърдият остатък от течно/твърдото разделяне 542 се отстранява.The solid product from the solid / liquid partition 524 was washed (540) with dilute acid to recover entrained Ni / Co, and the liquid from the melt was recycled into the precipitate 500. The solid residue from the liquid / solid partition 542 was removed.
Установено е,че подходящата температура за излугване 518 на Ni/Co и мокрото извличане на Ni/Co е от порядъка на около 30°С -60°С, за предпочитане около 40°С -до 50°С.The suitable leaching temperature 518 of Ni / Co and the wet leaching of Ni / Co have been found to be in the range of about 30 ° C-60 ° C, preferably about 40 ° C-50 ° C.
На фигури ЗА и ЗВ е описано извличането на благородните метали, като злато и сребро. Този метод включва преработката на потока на крайния отпадък 35 от фиг.1.Figures 3A and 3B describe the extraction of precious metals such as gold and silver. This method involves treating the final waste stream 35 of FIG. 1.
Благародните метали не се извличат в процеса на окисляване под налягане 12, а остават в твърдия остатък 35, който остава след етапа на атмосферното излугване 14.Precious metals are not recovered in the pressure oxidation process 12 but remain in the solid residue 35 which remains after the atmospheric leaching step 14.
За да се улесни извличането на благородните метали, източването 22 от етапа 12 на окисляването под налягане12 се извършва на два етапа. Първият етап е при температура малко над точката на втвърдяване на елементарната сяра ,т.е. 120°С до 130°С, съответно при налягане на парата от около 50-150 кРа. За предпочитане операцията се провежда при непрекъснат режим, като времето за първия етап на източване от шлюза е около 10 до 30 мин.In order to facilitate the recovery of the precious metals, drainage 22 from step 12 of the oxidation under pressure 12 is carried out in two steps. The first stage is at a temperature slightly above the solidification point of elemental sulfur, i. 120 ° C to 130 ° C, respectively, at a vapor pressure of about 50-150 kPa. Preferably, the operation is performed in a continuous mode, with the time for the first stage of drainage from the gateway being about 10 to 30 minutes.
Вторият етап на източване е при атмосферно налягане и температурата е около 90-100°С в продължание на около 10 мин.Това позволява елементарната сяра, която е в&е още стопена в първия етап на източването , бързо да премине в твърда фаза , като стаблна орторомбична крестална фаза. Този начин на действие улеснява получаването на чисти кристали елементарна сяра, което е важна за извличането на благородните метали от остатъка на излугването.The second stage of draining is at atmospheric pressure and the temperature is about 90-100 ° C for about 10 minutes. This allows elemental sulfur, which is still & molten in the first stage of draining, to quickly go into a solid phase, such as stable orthorhombic crystalline phase. This mode of action facilitates the production of pure crystals of elemental sulfur, which is important for the extraction of precious metals from the residual leaching.
Остатъкът 35 от излугването , получен в етапа на атмасферното излугване 14 съдържа освен благородните метали , също и хематит, кристална елементарна сяра, нереагирали сулфиди/пирит/ и някои други странични продукти, които може да се получат от използувания концентрат например гипс и железни хидроксиди.The residual leaching 35 obtained during the atmospheric leaching step 14 contains, in addition to the precious metals, also hematite, crystalline elemental sulfur, unreacted sulfides (pyrite) and some other by-products which may be obtained from the concentrate used, for example gypsum and ferrous hydroxides.
Счита се ,че в остатъка 35 златото остава незасегнато в процеса и по този начин остава почти в естествено състояние . Обече в процеса на окисляване под налягане 12 среброто се окислява и вероятно е под формата на сребърни соли като сребърен хлорид или сребърен сулфат.In the remainder 35, it is believed that gold remains intact in the process and thus remains almost in its natural state. However, in the process of pressure oxidation 12, silver is oxidized and is likely to be in the form of silver salts such as silver chloride or silver sulfate.
Установено е,че с конвенционално цианиране не може да се извлече златото от остатъка 35. Счита се ,че това се дължи на капсулирането на златото в минерални частици, като например пирит. Обаче чрез осисляване под налягане златото може да се освободи от тези минерали и това се обозначава като „пълно окислително излугване“. За да се извърши такова излугване без да се окисли елементарната сяра , която също се съдържа в остатъка 35, процесът включва етап на отделяне на колкото е възможно поголямо количество елементарна сяра.It has been found that conventional cyanide cannot extract gold from residue 35. This is thought to be due to the encapsulation of gold in mineral particles such as pyrite. However, by pressure oxidation, gold can be released from these minerals and this is referred to as "complete oxidation leaching". In order to perform such leaching without oxidizing elemental sulfur, which is also contained in the residue 35, the process involves the step of separating as much elemental sulfur as possible.
Първо благодарение на двата етапа на източване се получава добро качество на серните кристали. Второ остатъка 35 от излугването се подлага на пенна флотация 402, за да се получи флотационен концентрат 404 богат на сяра и отпадък 406 с намалено съдържание на сяра. Отпадъкът 406 се подлага на твърдо/течно разделяне 408, за да се получи течност ХОито посредством контактния съд 410 се връща в процеса на флотация 402 и твърдия продукт 412 се изпраща на пълно окислително излугване 414.First, the two stages of draining give good quality of sulfur crystals. Secondly, the leach residue 35 is subjected to foam flotation 402 to obtain a flotation concentrate 404 rich in sulfur and waste 406 with reduced sulfur content. The waste 406 is subjected to a solid / liquid separation 408 to obtain a liquid XO which is returned to the flotation process 402 via the contact vessel 410 and the solid product 412 is sent for complete oxidation leaching 414.
Флотационният концентрат 404 се филтрува /416/ и се изсушава до ниска влажност в сушилна 418. Тогава продуктът се подава на етап 420 за сярно излугване с екстрагенти за сяра. Може да се използува всеки подходящ екстрагент на сяра като перхлоретилен/РХЕ/ или керосин. В настоящия пример се използува горещ РХЕ. Пулпът от излугване 420 се филтрува 422 и получената течност се подлага на охлаждане 424 , за да се получи кристална сяра S° и след това се филтрува /425/. Охладената сяра може да бъде подложена по желание на пречистване / не е показано/, за да се отстранят онечистванията като селен и телур. Твърдата сяра се изсушава в сушилна 426 и се получава серен продуукт 428.Течната фаза от филтрацията 435 се рециклира в излугване 420 с горещо РХЕ.Flotation concentrate 404 was filtered (416) and dried to low humidity in an oven 418. The product was then fed to step 420 for sulfur leaching with sulfur extractants. Any suitable sulfur extractant such as perchlorethylene (PCE) or kerosene may be used. In this example, hot PCE is used. The leaching slurry 420 is filtered 422 and the resulting liquid is cooled 424 to obtain crystalline sulfur S0 and then filtered (425). The cooled sulfur can be optionally purified (not shown) to remove impurities such as selenium and tellurium. The solid sulfur is dried in an oven 426 to give sulfur product 428. The liquid phase from filtration 435 is recycled to leach 420 with hot PCE.
Твърдият остатък от филтрацията 422 се изсушава в сушилна 430. Полученият продукт , който представлява остатък 432 с ниско съдържание на сяра се отвежда в общо окислително излугване 414.The solid filtration residue 422 is dried in an oven 430. The resulting product, which is a low sulfur content residue 432, is removed to a total oxidation leach 414.
Посредством кондензатора 434 РХЕ парите от охлаждането 424 и сушенето 426 и 430 се рециклират за излугване 420 с горещ РХЕ.Through the condenser 434, the PCEs from cooling 424 and drying 426 and 430 are recycled to leach 420 with hot PCE.
Проведен е тест, при който 100 г остатък от атмосферното излугване 14, съдържащ 25,1% елементарна сяра /S°/ и 3% сулфид се преработва чрез флотация 402 и излугване 420. Полученият по този начин 73,8 г десулфуриран остатък /заХ0Йнващ материал за пълно окислително излугване 414/ съдържа 1S0% S° и 4,1% сулфид, т.е. общо 6% обща сяра.A test was performed in which 100 g of atmospheric leach residue 14 containing 25.1% elemental sulfur (S °) and 3% sulfide was treated by flotation 402 and leach 420. The thus obtained 73.8 g of desulphurized residue / NaOH full oxidation leaching material 414 / contains 1 S 0% S ° and 4.1% sulfide, i. 6% total sulfur.
Десулфурираният остатък е съдържал 5,9% елементарна сяра (S°) в първоначалния остатък от излугването , т.е. 94,1% е извлечена като чиста елементрна сяра.The desulfurized residue contained 5.9% elemental sulfur (S °) in the original leach residue, i. 94.1% was recovered as pure elemental sulfur.
Пълното окислително излугване 414 се провежда при около 200-220° и около 200-2000 кРа парциално налягане на кислорода, достатъчно за пълното окисляване на всичката сяра на металните съединения до най- висока валентност. Така всичката сяра и пирита се окисляват до сулфат.Окисляването се провежда в кисела среда, получена от киселината .получена в процеса. Ако е налице досатъчно пирит, реакцията е екзотермична и обикновено може да се достигне температурата на процеса. Обикновено около 10% от общита окисляема сяра ще бъде достатъчна с нормално процентно съдържание на твърдо в захранващия пулп.The complete oxidation leaching 414 is carried out at about 200-220 ° and about 200-2000 kPa oxygen partial pressure, sufficient to fully oxidize all sulfur of the metal compounds to the highest valence. Thus all sulfur and pyrite are oxidized to sulphate. The oxidation is carried out in an acidic medium obtained from the acid obtained in the process. If enough pyrite is present, the reaction is exothermic and the process temperature can usually be reached. Typically, about 10% of the total oxidizable sulfur will be sufficient with a normal percentage of solid in the feed pulp.
След пълното окислително извличане 414, пулпът се подлага на неутрализация 437 при pH 2-3 с варовик и след това се подлага на течно/твърдо разделяне 438 посредтвом противотоково декантиране /ПТД/, за да се получи твърд продукт, съдържащ благородните метали и течност 13, която може да съдържа основния ценен метал, например мед. Течността 13 може да се комбинира с течността /поток 33 /, отиваща към течното извличане 16 на мед, както е посочено на фиг.1.After complete oxidation extraction 414, the slurry is neutralized 437 at pH 2-3 with limestone and then subjected to liquid / solid separation 438 by countercurrent decantation (PDD) to obtain a solid product containing noble metals and liquid 13 , which may contain a base precious metal such as copper. The liquid 13 may be combined with the fluid (stream 33) going to the liquid extraction 16 of copper as indicated in FIG.
Част от неутрализирания поток 51 (фиг.1) на рафината от течното извличане на медта 16, се отделя в 49 и полученият поток 53 се използува частично (80%) като промивна вода в течно/твърдото разделяне 438 и частично се рециклира (20%) в пълно окислително излугване 414, както е посочено на фиг ЗВ. Цикълът на извличане на балагородните метали от фиг.ЗА и В е отбелязан като блок/55 на фиг. 1.A portion of the neutralized stream 51 (Figure 1) of the refinery from the liquid copper extraction 16 is separated into 49 and the resulting stream 53 is partially used (80%) as washing water in liquid / solid separation 438 and partially recycled (20% ) in complete oxidation leach 414 as indicated in FIG. The extraction cycle of the precious metals of FIGS. 3A and B is indicated as block / 55 in FIG. 1.
Преди цианирането 444 твърдият продукт от разделянето 438 може по избор да бъде подложена® обработка с гасена вар 443, за да се улесни извличането на среброто при цианиране 444 чрез разлагане на сребърните ярозитови съединения, образувани по време на пълното окислително излугване 414.Prior to cyanidation 444, the solid product of partition 438 may optionally be subjected to lime treatment 443 to facilitate the extraction of silver by cyanidation 444 by decomposition of the silver jarosite compounds formed during complete oxidative leaching 414.
След разделянето 438 благородните метали остават в твърдия остатък. Сега, когато пиритът и другите капсулиращи минерали от изходния концентрат са разложени, благородните метали са пригодни за цианиране 444.After partitioning, 438 precious metals remain in the solid residue. Now that pyrite and other encapsulating minerals of the starting concentrate are decomposed, the precious metals are suitable for cyanide 444.
В етапа на цианиране 444, твърдите съставки се излугват с NaCN в алкална среда. За да се постигне това твърдите съставки се привеждат в състояние на пулп с помощта на цианиден разтвор до получаване на пулп със съдържание на твърдо 30-40%. Допълнително се подават NaCN и гасена вар с цел да се поддържа необходимата концентрация на NaCN и около 0,2 до около 0,5% г8л NaCN при pH около 10. Процесът се провежда при температура на околната среда в продължение на около 4-8 часа при непрекъснат режим на операциите.In the cyanidation step 444, the solids were leached with NaCN in an alkaline medium. To achieve this, the solids are brought to a pulp state using a cyanide solution to form a pulp with a solids content of 30-40%. Additionally, NaCN and slaked lime are fed to maintain the required NaCN concentration and about 0.2 to about 0.5% g8l NaCN at a pH of about 10. The process is carried out at ambient temperature for about 4-8 hours in continuous operation mode.
Златато и среброто са представени в големи количества в цианидния разтвор и обикновено се извличат по установените методи в цикъла въглен в пулпа, където се добавя активиран въглен към цианидния пулп , за да се абсорбират благородните метали, без да е необходимо филтруване. Зареденият въглен, вече богат на благородни метали, се отделя чрез пресяване (415) и обединеният пулп се отделя от отпадъка.Gold and silver are presented in large quantities in the cyanide solution and are usually recovered by established methods in the pulp carbon cycle, where activated carbon is added to the cyanide pulp to absorb the precious metals without the need for filtration. Charged carbon, already rich in precious metals, is removed by sieving (415) and the combined pulp is separated from the waste.
Зареденият въглен се обработва съгласно установените методи за извличане на благородни метали. Това са операциите на излугване , / електролитно отлагане/ стапяне (447). Продуктът обикновено е Дор метал, съдържащ едновременно злато и сребро, който се изпраща за рафиниране 449 на златото с цел окончателното разделяне на златото от среброто.Charged charcoal is treated according to established methods for the extraction of precious metals. These are leaching, / electrolytic deposition / melting operations (447). The product is usually Dor metal, containing both gold and silver, which is sent for refining 449 of gold for the final separation of gold from silver.
2?2?
Пречистения баррен въглен от регенерирането 451 на въглена след извличане на благородните метали , се рециклира в цикъл 444 на въглен в пулпа.Purified barren carbon from coal regeneration 451 after the recovery of the precious metals is recycled into cycle 444 of the coal in the pulp.
Общото извличане на благородните метали в целия процес е обикновено доста над 90% и при оптимални условия се доближава до 99%.The total extraction of precious metals in the whole process is usually well above 90% and under optimum conditions approaches 99%.
Проведен е тест, при който десулфурираният отпадък се подлага на обработка на пълно окислително излугване при 220°С в продължение на 2 часа при окисляване под налягане , след което се отстранява налягането и се охлажда при стайна температура. Полученият пулп се неутрализира до pH 3 с варовик и след това се филтрува. Тогава филтърният кек се излугва с цианиден разтвор при стандартни условия за извличане на злато и сребро.A test was performed in which the desulphurized waste was subjected to a complete oxidation leaching treatment at 220 ° C for 2 hours under pressure oxidation, after which pressure was removed and cooled to room temperature. The resulting pulp was neutralized to pH 3 with limestone and then filtered. The filter cake is then leached with cyanide solution under standard gold and silver extraction conditions.
След пълното окислително излугване 414 и цианиране 444 извличането на златото е 97% при разход на NaCN само 1 кг/тон. За сравнение извличането на златото от остатъка , който не е бил окисляван при пълно окислително излугване 414 е само 34% и разхода на цианид е изключително висок - 19кг/тон NaCN.After complete oxidation leaching 414 and cyanidation 444, the gold recovery is 97% at a NaCN consumption of only 1 kg / tonne. In comparison, the recovery of gold from the residue that was not oxidized by complete oxidative leaching 414 is only 34% and the cyanide consumption is extremely high - 19 kg / tonne NaCN.
Фигура 4 представлява технологична схема на режим А. Етапите, които съответствуват на тези от изпълнението на фиг.1 са означени със същите номера.Figure 4 is a flow chart of Mode A. The steps corresponding to those of the embodiment of Figure 1 are denoted by the same numbers.
Методът включва етап на окисляване под налягане 12, при който сулфидните минерали от концентрата или рудата се окисляват при високо налягане на кислорода. След това се извършва течно/твърдо разделяне / т.е. филтруване / 24, като се получава твърдо / филтърен кек от окисляването под налягане / 25 и филтрат 29 от окисляването под налягане.The method involves a pressure oxidation step 12 in which the sulfide minerals of the concentrate or ore are oxidized at high oxygen pressure. Liquid / solid separation is then carried out. filtration / 24 to give a solid / filter cake from oxidation under pressure / 25 and filtrate 29 from oxidation under pressure.
Твърдият продукт 25, съдържащ всичката или почти всичката налична мед , съдържаща се в захранващия концентрат,The solid product 25 containing all or substantially all of the copper present in the feed concentrate,
2β се преработва за извличане на мед 14 чрез киселинно излугване, мокро извличане и електролитно отлагане, както е при изпълнението на фиг.1.Така се получава висококачествена катодна мед и остатък 35, който съдържа благородни метали. Остатъкът 35 може да бъде преработван за извличане на благородни метали, както е описано с обозначенията на фиг.ЗА и В по-долу. На фигура 4 това е обозначено като блок/55.2β is processed to recover copper 14 by acid leaching, wet extraction and electrolytic deposition as in FIG. 1. Thus, high quality cathode copper and a residue 35 containing noble metals are obtained. The residue 35 may be processed to recover the precious metals as described in the designations in Figs. 3A and B below. In Figure 4 this is denoted as block / 55.
Филтратът 29 се пречиства в 500, за да се отстраняват вредните елементи като Cu, Fe и Zn чрез неутрализация с гасена вар до pH 6, както е отбелязано на фиг.1. След филтруване се получава пречистен разтвор 36, съдържащ Ni,Co и някои други елементи като Mg, които може да са налице в захранващия разтвор.The filtrate 29 was purified in 500 to remove harmful elements such as Cu, Fe and Zn by neutralization with slaked lime to pH 6, as noted in Fig. 1. Filtration yields a purified solution 36 containing Ni, Co and some other elements such as Mg that may be present in the feed solution.
Разтворът 36 се преработва за извличане на Ni/Co , както е описано чрез означенията на фиг.1.Това е означено като блок 38 на фиг.4. Твърдият продукт 39, получен от 38 се връща обратно за окисляване под налягане 12, за затваряне на цикъла, както преди /поток 516 на фиг.1 /.The solution 36 is processed to extract Ni / Co as described by the indications in Figure 1. This is referred to as block 38 in Figure 4. The solid product 39 obtained from 38 is returned for pressure oxidation 12 to close the cycle as before (stream 516 in FIG. 1).
Въпреки ,че само предпочитаните изпълнения на изобретението бяха описани подробно тук, то от това изобретението не се ограничава и могат дабъдат направени модификации в обсега на приложениете претенции.Although only preferred embodiments of the invention have been described in detail herein, the invention is not limited thereto and modifications may be made within the scope of the claims.

Claims (75)

1. Метод за извличане на Ni/Co от руда или концентрат, характеризиращ сес това, че рудата или концентрата се подлагат на окисляване под налягане в присъствие на кислород и киселинен разтвор, съдържащ халогенни,медни и сулфатни йони, за да се получи течност, съдържаща Ni/Co от пулпа от окисляването под налягане ,‘течността се подлага на селективно утаяване , за да се получи твърд продукт , съдържаащ Ni/Co хидроксид; и твърдият продукт се подлага на Ni/Co излугване с амониев разтвор, за да се получи разтвор от излугването , съдържащ Ni/Co и остатък.1. A method of recovering Ni / Co from ore or concentrate, characterized in that the ore or concentrate is subjected to oxidation under pressure in the presence of oxygen and an acid solution containing halogen, copper and sulfate ions to form a liquid, containing Ni / Co from a pressure oxidation slurry, 'the liquid is selectively precipitated to give a solid product containing Ni / Co hydroxide; and the solid is subjected to Ni / Co leaching with ammonium solution to obtain a leaching solution containing Ni / Co and a residue.
2. Метод, съгласно претенция 1, характеризиращ се с това,че остатъкът се подлага на киселинно промиване, за да се получи промивен разтвор, съдържащ Ni/Co и отстраним остатък;A method according to claim 1, characterized in that the residue is subjected to an acid wash to obtain a wash solution containing Ni / Co and a removable residue;
и промивният разтвор се рециклира в селективно утаяване.and the wash solution is recycled to selective precipitation.
3. Метод, съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че остатъкът се подлага на киселинно промиване , за да се получи промивен разтвор, съдържащ Ni/Co и остраним остатък; и промивният разтвор се обработва за извличане на Ni/Co.A method according to claim 1, characterized in that the residue is subjected to an acid wash to obtain a wash solution containing Ni / Co and a residual residue; and the washing solution was treated to extract Ni / Co.
4. Метод, съгласно всяка едно от предходните претенции, характеризиращ се с това, че селективното утаяване се състои в:Method according to any one of the preceding claims, characterized in that the selective precipitation consists of:
течността се подлага на утаяване при pH от около 5 доthe liquid is precipitated at a pH of about 5 to
6 за утаяване на наличните в течността желязо.мед и цинк; и полученият разтвор се подлага на утаяване при рн 7 до 8, за да се получи твърд продукт , съдържащ Ni/Co хидроксид.6 for the precipitation of the iron and copper and zinc present in the liquid; and the resulting solution was precipitated at pH 7 to 8 to give a solid product containing Ni / Co hydroxide.
5. Метод, съгласно всяка едно от предходните претенции, харктеризиращ се с това.четечността, съдържаща Ni/Co е получена като пулпът от окисляването под налягане се подлага на неутрализация при опраделено pH, при което наличните в пулпа мед,желязо или цинк са в твърдо състояние, a Ni/Co са в разтвор.5. A method according to any one of the preceding claims, characterized in that the liquid containing Ni / Co is obtained by neutralizing the pulp of oxidation under reduced pH, wherein the pulp of copper, iron or zinc is present in the slurry. solid state, and Ni / Co are in solution.
6. Метод, съгласно всяка една от претенции 1-4, характеризиращ се с това.че течността,съдържаща Ni/Co е получена като пулпът от окисляването под налягане се подлага на неутрализация при определено pH, при което Ni/Co са в твърдо състояние и се подлагат на киселинно излугване, за да се получи разтвор на Ni/Co.Method according to any one of Claims 1-4, characterized in that the liquid containing Ni / Co is obtained by pulping the oxidation under pressure to neutralize at a certain pH, wherein Ni / Co is in a solid state and subjected to acid leaching to give a Ni / Co solution.
7. Метод, съгласно претенция 2 или 3, характеризиращ се с това,че преди киселинното промиване остатъкът се подлага на промиване, за да се получи втори промивен разтнор, съдържащ Ni/Co и остатък, който се подлага на киселинно промиване.The method according to claim 2 or 3, characterized in that before the acid washing, the residue is flushed to obtain a second washing solution containing Ni / Co and an acid washed residue.
8. Метод, съгласно претенция 7, характеризиращ се с това,че единият или двата разтвора от излугването и следващият разтвор от промиване, съдържащ Ni/Co се подлагат на мокро извличане на Ni/Co.The method according to claim 7, characterized in that one or both leaching solutions and the subsequent washing solution containing Ni / Co are subjected to wet Ni / Co leaching.
9. Метод, съгласно претенция 8, храктеризиращ се с това,че се извършва мокро извличане с никелов екстрагент , за да се получи разтвор, съдържащ никел.A method according to claim 8, characterized in that wet extraction with nickel extractant is carried out to obtain a solution containing nickel.
10. Метод, съгласно претенция 8, характеризиращ се с това,че мокрото извличане се извършва с екстрагент за кобалт, за да се получи разтвор, съдържащ кобалт.A method according to claim 8, characterized in that the wet extraction is carried out with a cobalt extractant to obtain a solution containing cobalt.
11. Метод, съгласно претенция 8, характеризиращ се с това,че мокрото извличане се състои от:A method according to claim 8, characterized in that the wet extraction consists of:
ι мокро извличане на кобалт в присъствието на магнезиеви йони, като се използува екстрагент за кобалт, за да се получи екстрагент, зареден с кобалтови йони и първият рафинат съдържа никелови и магнезиеви йони в разтвор;ι wet extraction of cobalt in the presence of magnesium ions, using a cobalt extractant to obtain an extractant charged with cobalt ions and the first raffinate contains nickel and magnesium ions in solution;
мокро извлачане на магнезий от първия рафинат, като се използува екстрагент за магнезий, за да се получи магнезиев екстрагент, зареден с магнезиеви и кобалтови йони и втори рафинат; и извършва се мокро извличане на никел от вторият рафинат като се използува екстрагент за никел, за да се получи екстрагент, зареден с никел и трети рафинат.wet extraction of magnesium from the first raffinate using a magnesium extractant to obtain a magnesium extractant charged with magnesium and cobalt ions and a second raffinate; and wet extraction of nickel from the second raffinate is carried out using a nickel extractant to obtain an extractant charged with nickel and a third raffinate.
12. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това,че всеки разтвор от излугването и следващият разтвор от промиването се подлагат на мокро извличане, третият рафинат от | мокрото извличане на разтвора от излугването се рециклира вMethod according to claim 11, characterized in that each leach solution and subsequent leaching solution are wet-extracted, the third raffinate of | the wet leaching of the leachate solution is recycled to
Ni/Co излугване, а третият рафинат от мокрото извличане на следващия разтвор от промиването се рециклира в промиването преди етапа на киселинно промиване.Ni / Co leaching and the third wet raffinate extraction of the next wash solution is recycled to the wash before the acid wash step.
13. Метод, съгласно претенция 12, характеризиращ се с това,че мокрото извличане на Co, Mg и Ni се извършва с общи екстрагенти за Co, Mg и Ni.A method according to claim 12, characterized in that the wet extraction of Co, Mg and Ni is carried out with common extractants for Co, Mg and Ni.
14. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това, че вкючва етеп на отделяне на кобалт и никел от зередените екстрагенти , за да се получат съответно кобалтов и никелов разтвори.A method according to claim 11, characterized in that it comprises a step of separating cobalt and nickel from the dredged extractants to obtain cobalt and nickel solutions, respectively.
15. Метод, съгласно претенция 14, характеризиращ се с това,че преди етапа на отделяне .екстрагентът зареден с кобалт се промива с концентриран кобалтов разтвор, който се рециклира от етапа на разреждане.15. The method of claim 14, wherein, prior to the separation step, the cobalt-loaded extractant is washed with a concentrated cobalt solution, which is recycled from the dilution step.
16. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това,че етапът на излугване на Ni/Co и мокрото извличана наМ/Со се провеждат при температура около 30°С до около 60° С.A method according to claim 11, characterized in that the leaching step of Ni / Co and the wet extracted M / Co are carried out at a temperature of about 30 ° C to about 60 ° C.
17. Метод, съгласно претенция 16, характеризиращ се с това, че етапът на излугване на Ni/Co и мокрото извличане на Ni/Co се провеждат при температура около 45°С до около 50° С.A method according to claim 16, characterized in that the leaching step of Ni / Co and the wet extraction of Ni / Co are carried out at a temperature of about 45 ° C to about 50 ° C.
18. Метод, съгласно претенция 4, характеризиращ се с това, че вклячва етап на подлагане на разтворите от никел и кобалт на електролитно отлагане за извличане на кобалт и никел.A method according to claim 4, characterized in that it comprises the step of subjecting the nickel and cobalt electrolyte deposition solutions to the extraction of cobalt and nickel.
19. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това, че включва още:19. The method of claim 11, further comprising:
разреждане на магнезиевия екстрагент, за да се получи набогатен разтвор, съдържащ магнезиеви и кобалтови йони; и набогатеният разтвор се рециклира в етапа на селективно утаяване.dilution of the magnesium extractant to obtain a rich solution containing magnesium and cobalt ions; and the enriched solution is recycled at the stage of selective precipitation.
20. Метод, съгласно претенция 1 ^характеризиращ се с това че преди разреждането на магнезиевия екстрагент, същият ' се промива с концентриран на магнезий разтвор, който представлява набогатен разтвор, който е рециклиран от етапа на разреждане на магнезиевия екстрагент.20. The method of claim 1, wherein, prior to dilution of the magnesium extractant, it is washed with a magnesium concentrated solution, which is a rich solution that is recycled from the dilution step of the magnesium extractant.
II
21. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това, че кобалтовият екстрагент е подобен на магнезиевия I екстрагент, като екстрагентът е по-селективен за кобалта, ί отколкото за магнезия.21. The method of claim 11, wherein the cobalt extractant is similar to magnesium I extractant, the extractant being more selective for cobalt ί than magnesium.
ιι
22. Метод, съгласно претенция 8, характеризиращ се с това ,че за да се получи кобалтов разтвор и първи рафинат; и мокро извличане на никел от първия рафинат при pH по същество същото , както при мокрото извличане на кобалта, за да се получи никелов разтвор и втори рафинат.A method according to claim 8, characterized in that a cobalt solution and a first raffinate are obtained; and wet extraction of nickel from the first raffinate at a pH substantially the same as for wet extraction of cobalt to form a nickel solution and a second raffinate.
23. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това, че съдържа още и етап на контролиране концентрацията на никел в разтвора от излугване до максимална стойност от 3 до 25 г/л.A method according to any one of the preceding claims, further comprising the step of controlling the concentration of nickel in the leaching solution to a maximum value of 3 to 25 g / l.
24. Метод, съгласно претенция 23, характеризиращ се с това ,че максемалната стойност е от около 8 до 15 г/л.A method according to claim 23, wherein the maximum value is from about 8 to 15 g / l.
25. Метод, съгласно претенция 24, характеризиращ се с това ,че максималната стойност е около 10 г/л.The method of claim 24, wherein the maximum value is about 10 g / l.
26. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това, че селективното утаяване се извършва в присъствието на магнезиеви йони , за да се получи твърд продукт, съдържащ магнезий заедно с Ni/Co хидроксид и разтвор, съдържащ магнезий.A method according to any one of the preceding claims, characterized in that selective precipitation is carried out in the presence of magnesium ions to produce a solid product containing magnesium together with Ni / Co hydroxide and a solution containing magnesium.
27. Метод, съгласно претенция 26, характеридзиращ се с това,че включва утаяване на получения разтвор, за да се получи утайка от магнезиев хидроксид и обеднен на магнезий рафинат.A method according to claim 26, characterized in that it involves precipitation of the resulting solution to obtain a precipitate of magnesium hydroxide and a magnesium depleted raffinate.
28. Метод, съгласно претенция 27, характеризиращ се с това ,че включва етап на рециклиране на обеднения на магнезий разтвор в окисляването под налягане.28. The method of claim 27, comprising the step of recycling the depleted magnesium solution in the oxidation under pressure.
29. Метод, съгласно претенция 27 или 28, характеризиращ се с това,че поне част от магнезиевата утайка се рециклира в селективното утаяване.29. The method of claim 27 or 28, wherein at least a portion of the magnesium precipitate is recycled into the selective precipitation.
30. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това,че излугването на Ni/Co се извършва с разтвор на амониев сулфат.A method according to any one of the preceding claims, characterized in that the leaching of Ni / Co is carried out with a solution of ammonium sulfate.
31. Метод, съгласно претенция 30, характеризиращ се с това,че разтворът от аминиев сулфат е с концентрация от около 150 до 250 г/л.31. The method of claim 30, wherein the amine sulfate solution is at a concentration of about 150 to 250 g / l.
32. Метод, съгласно претенция 31, характеризиращ се с това,че разтворът от амонив сулфат е с концентрация от около 200 г/л.The process of claim 31, wherein the ammonium sulfate solution is at a concentration of about 200 g / l.
33. Метод, съгласно всяка една от претенции 1- 29, характеризиращ се с това,че излугването на Ni/ Co се извършва с разтвор на амониев карбонат.33. A method according to any one of claims 1- 29, characterized in that the leaching of Ni / Co is carried out with a solution of ammonium carbonate.
34. Метод, съгласно всяка едно от претенции 1-29, характеризиращ се с това,че излугването на Ni/ Co се извършва с разтвор на амониев сулфат и амониев карбонат.A method according to any one of claims 1-29, characterized in that the leaching of Ni / Co is carried out with a solution of ammonium sulfate and ammonium carbonate.
35. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това, че в киселия разтвор при окисляването под налягане се добавя медна сол или концентрат, за да се осигури мед в киселия разтвор.A method according to any one of the preceding claims, characterized in that a copper salt or concentrate is added to the acid solution during the oxidation under pressure to provide copper in the acid solution.
36. Метод, съгласно претенция 35, характеризиращ се с това,че медта се рециклира в окисляването под налягане.36. The method of claim 35, wherein the copper is recycled to oxidation under pressure.
37. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това,че включва етап , при който течност от окисляването под налягане се подлага на мокро извличане на мед преди селективното утаяване.A method according to any one of the preceding claims, characterized in that it comprises a step in which the liquid from the oxidation under pressure is subjected to wet copper extraction prior to selective precipitation.
38. Метод, съгласно претенция 1, характеризиращ се с това,че халогенидът е хлорид.The method of claim 1, wherein the halide is chloride.
39. Метод, съгласно всяка една от претенции от 1 до 34, характеризиращ се с това,че рудата или концентратът представляват сулфиден концентрат, който също съдържа мед и включва етапи на излугване на пулпа или твърдия продукт, получени при окисляването под налягане с кисел сулфатен разтвор за де се получи течност от излугването , съдържаща разтвор на меден сулфат и остатък от излугването;A method according to any one of claims 1 to 34, characterized in that the ore or concentrate is a sulfide concentrate, which also contains copper and includes leaching steps of the pulp or solid product obtained by oxidation with acidic sulfate a leaching fluid comprising a solution of copper sulphate and a leaching residue;
течността от излугването се подлага на мокро извличане на мед, за да се получи концентриран меден разтвор и обеднен на мед рафинат; и поне част от обеднения на мед рафинат се рациклира в етапа на кисилинно-сулфатно излугване.the leaching fluid is subjected to wet copper extraction to obtain a concentrated copper solution and depleted in copper raffinate; and at least part of the depletion of copper raffinate is recycled during the acid-sulphate leaching step.
40. Метод, съгласно претенция 39, характеризиращ се с това ,че преди селективното утаяване течността се подлага на мокро извличане на мед, за да се получи концентриран разтвор на мед.A method according to claim 39, characterized in that the liquid is subjected to wet copper extraction prior to selective precipitation to obtain a concentrated copper solution.
41. Метод, съгласно претенция 40, характеризиращ се с това,че включва етап ,при който концентрираният меден разтвор от мокрото извличане на мед се подлага на електролитно отлагане, за да се получи метална мед.A method according to claim 40, characterized in that it comprises a step in which the concentrated copper solution from wet copper extraction is subjected to electrolytic deposition to form metallic copper.
42. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това ,че рудата или концентратът представляват сулфиден концентрат, който съдържа също благородни метали и включва следните етапи:A method according to any one of the preceding claims, characterized in that the ore or concentrate is a sulfide concentrate which also contains noble metals and includes the following steps:
отстранява се елементарната сяра от пулпа или твърдия продукт, получени при окисляването под налягане, получава се остатък с ниско съдържание на сяра; и остатъкът с ниско съдържание на сяра се подлага на окислително излугване при висока температура и налягане , за да се окисли сярата , а от съединенията на благородните метали в остатъка с ниско съдържание на сяра се получава остатък за извличане на благородни метали.the elemental sulfur is removed from the pulp or solid product obtained by the oxidation under pressure to give a low sulfur residue; and the low sulfur residue is oxidized at high temperature and pressure to oxidize the sulfur, and from the precious metal compounds in the low sulfur residue a residual metal is recovered.
43. Метод, съгласно претенция 42, характеризиращ се с това,че отстраняването на сярата включва:43. The method of claim 42, wherein the sulfur removal comprises:
пулпът или твърдият продукт, получен при окисляването под налягане се подлага на пенна флотация, за да се получи богат сулфиден флотационен концентрат и беден на сяра флотационен отпадък; и твърдият остатък се подлага на сярно извличане с подходящ екстрагент, за да се получи остатък с ниско съдържание на сяра.the pulp or solid product obtained from the oxidation under pressure is subjected to foam flotation to obtain a rich sulfide flotation concentrate and a sulfur-poor flotation waste; and the solid residue is subjected to sulfur recovery with a suitable extractant to obtain a low sulfur residue.
44. Метод, съгласно претенция43, характеризиращ се с това,че бедният на сяра флотационен отпадък се подлага на твърдо/течно разделяне, за да се получи течност, която рециклира в пенна флотация и твърд продукт, който се подлага на окислително излугване.44. The method of claim 43, wherein the sulfur-poor flotation waste is subjected to a solid / liquid separation to produce a liquid that is recycled in foam flotation and a solid product that is subjected to oxidative leaching.
45. Метод, съглесно претенция 43 или претенция 44, характеризиращ си с това,че извличането на сярата се извършва при температура 90- 150°С.45. The method of claim 43 or claim 44, wherein the sulfur recovery is carried out at a temperature of 90-150 ° C.
46. Метод, съгласно претенция 45,характеризиращ се с това,че екстрагентът на сярата се избира от групата, съставена от керосин и перхлоретилен.A method according to claim 45, wherein the sulfur extractant is selected from the group consisting of kerosene and perchlorethylene.
47. Метод, съгласно претенция46, характеризиращ се с това,че окослителното излугване се провежда в кисела среда при температура от около 200- 220°С и парциално налягане на кислорода 500- 1200кРа.A method according to claim 46, characterized in that the environmental leaching is carried out in an acidic medium at a temperature of about 200-220 ° C and an oxygen partial pressure of 500-1,200kPa.
48. Метод за извличане на Ni/Co от концентрати , съдържащи Ni/Co хидроксиди, характеризиращ се с това,че:48. A method of recovering Ni / Co from concentrates containing Ni / Co hydroxides, characterized in that:
Ni/Co концентрат се подлага на излугване с амониев разтвор, за да се получи разтвор от излугването, съдържащ Ni/Co и остатък;The Ni / Co concentrate was leached with ammonium solution to obtain a leaching solution containing Ni / Co and a residue;
контролира се концентрацията на никел в разтвора от излугването до максимални стойности от 3 до 25 г/л.control the concentration of nickel in the leaching solution to a maximum of 3 to 25 g / l.
49. Метод, съгласно претенция 48, характеризиращ се с това,че максималната стойност е 8 до 15 г/л.The method of claim 48, wherein the maximum value is 8 to 15 g / l.
50. Метод .съгласно претенция 49, характеризиращ се с това, че максималната стойност е около 10 г/л.50. The method of claim 49, wherein the maximum value is about 10 g / l.
51. Метод, съгласно всяка една от претенции 48 до 50, характеризиращ се с това,че излугването на Ni/Co се извършва с разтвор на амониев сулфат.A method according to any one of claims 48 to 50, characterized in that the leaching of Ni / Co is carried out with a solution of ammonium sulfate.
52. Метод, съгласно претенция 51 .характеризиращ се с това,че разтворът на амониев сулфат е с концентрация от около 150 до 250 г/л.52. The method of claim 51, wherein the ammonium sulfate solution is at a concentration of about 150 to 250 g / l.
53. Метод, съгласно претенция 52, характеризиращ се с това, че разтворът от амониев сулфат е с концентрация около 200 г/л.A method according to claim 52, wherein the ammonium sulfate solution is at a concentration of about 200 g / l.
54. Метод, съгласно всяка една от претенции 48 до 50, характеризиращ се с това, че Ni/Co излугване се извършва с разтвор на амониев карбонат.A method according to any one of claims 48 to 50, characterized in that the Ni / Co leaching is carried out with ammonium carbonate solution.
55. Метод, съгласно всяка една от претенции 48 до 50, характеризиращ се с това,че Ni/Co излугване се извършва с разтвор на амониев сулфат и амониев карбонат.A method according to any one of claims 48 to 50, wherein the Ni / Co leaching is carried out with a solution of ammonium sulfate and ammonium carbonate.
56. Метод, съгласно всяка една от претенци 48 до 55, характеризиращ се с това,че :A method according to any one of claims 48 to 55, characterized in that:
отпадъкът се подлага на киселинно промиване ,за да се получи промивен разтвор,съдържащ Ni/Co и остатък за отстраняване;the waste is acid-washed to give a washing solution containing Ni / Co and a removal residue;
промивният разтвор се подлага на селективно утаяване, за да се получи твърд продукт, съдържащ Ni/Co хидроксид; и твърдият продукт се рециклира в Ni/Co излугване.the washing solution was selectively precipitated to give a solid product containing Ni / Co hydroxide; and the solid product is recycled to Ni / Co leachate.
57. Метод, съгласно всяка една от претенции 48 до 55, характеризиращ се с това,че:A method according to any one of claims 48 to 55, characterized in that:
остатъкът се подлага на киселинно промиване, за да се получи промивен разтвор,съдържащ Ni/Co и отстраним остатък; и промивният разтвор се преработва за извличане на Ni/Co.the residue is acid washed to give a wash solution containing Ni / Co and a removable residue; and the washing solution was treated to extract Ni / Co.
58. Метод, съгласно претенции 56 или 57, характеризиращ се с това, че преди киселинното промиване се включва и промиване на остатъка, за да се получи втори промивен разтвор, съдържащ Ni/Co и остатък, който се подлага на киселинно промиване.58. The method according to claim 56 or 57, characterized in that before washing the acid, a flushing of the residue is included to obtain a second flushing solution containing Ni / Co and an acid washable residue.
59. Метод, съгласно претенция 58, характеризиращ се с това,че включва и подлагане на единия или двата разтвора от излугването и следващия промивен разтвор,съдържащ Ni/Co на мокро излугване за извличане на Ni/Co.59. The method of claim 58, further comprising subjecting one or both of the leaching solutions and a subsequent washing solution containing Ni / Co to wet leaching to extract Ni / Co.
60. Метод, съгласно претенция 59, характеризиращ се с това, че мокрото извличане се извършва с екстрагент за никел, за да се получи разтвор, съдържащ никел.A method according to claim 59, characterized in that the wet extraction is carried out with a nickel extractant to form a solution containing nickel.
61. Метод, съгласно претенция 59, характеризиращ се с това, че мокрото извличане се извършва с екстрагент за кобалт, за да се получи разтвор,съдържащ кобалт.A method according to claim 59, characterized in that the wet extraction is carried out with a cobalt extractant to obtain a solution containing cobalt.
62. Метод, съгласно претенция 58, характеризиращ се с това, че се извършва :62. The method of claim 58, wherein:
у мокро извличане на кобалт в присъствието на магнезиеви йони , като се използува екстрагент за кобалт, за да се получи кобалтов екстрагент, зареден с кобалтови йони и първи рафинат, съдържащ разтворени никелови и магнезиеви йони;in wet cobalt extraction in the presence of magnesium ions, using a cobalt extractant to obtain a cobalt extractant loaded with cobalt ions and a first raffinate containing dissolved nickel and magnesium ions;
извършва се мокро извличане на никел от втория рафинат, като се използва никелов екстрагент, за да се получи зареден с никел екстрагент и трети рафинат.wet extraction of nickel from the second raffinate is performed using a nickel extractant to obtain a nickel-charged extractant and a third raffinate.
63. Метод, съгласно претенция 62, характеризиращ се с това,че включва разреждане на кобалтов и никелов заредени екстрагенти , за да се получат съответно кобалтов и никелов разтвори.63. The method of claim 62, comprising diluting cobalt and nickel charged extractants to obtain cobalt and nickel solutions, respectively.
64. Метод, съгласно претенция 63, характеризиращ се с това,че разтворите на никел и кобалт се подлагат на електролитно отлагане, за да се извлекат никела и кобалта.64. The method of claim 63, wherein the solutions of nickel and cobalt are subjected to electrolytic deposition to extract nickel and cobalt.
65. Метод, съгласно претенция 63, характеризиращ се с това,че магнезиевият екстрагент се разрежда, за да се получи набогатен разтвор, съдържащ магнезиеви и кобалтови йони; и набогатеният разтвор се рециклира в селективно утаяване.65. The method of claim 63, wherein the magnesium extractant is diluted to obtain a rich solution containing magnesium and cobalt ions; and the rich solution is recycled to selective precipitation.
66. Метод, съгласно претениция 62, характеризиращ се с тов,че кобалтовият екстрагент е еднакъв с магнизиевият екстрагент, като екстрагентът е по-селективен за кобалта, отколкото за магнезия.66. The method of claim 62, wherein the cobalt extractant is the same as the magnesium extractant, the extractant being more selective for cobalt than magnesium.
67. Метод, съгласно претенция 59, характеризиращ се с това, че:67. The method of claim 59, wherein:
извършва се мокро извличане на кобалт при pH от около 6 до 8 , за да се получи кобалтов разтвор и първи рафинат; и извършва се мокро извличане на никел от първия рафинат при практически същото pH, както при кобалтовото мокро извличане, за да се получи никелов разтвор и втори рафинат.wet cobalt extraction is carried out at a pH of about 6 to 8 to give a cobalt solution and a first raffinate; and wet extraction of nickel from the first raffinate is carried out at substantially the same pH as cobalt wet extraction to obtain a nickel solution and a second raffinate.
68. Метод за извличане на Ni/Co от разтвор, характеризиращ се с това,че са извърва мокро извличане на кобалт в присъствието на магнезиеви йони, като се използува кобалтво екстрагент, за да се получи кобалтов екстрагент, зареден с кобалтвови йони и първи рафинат, съдържащ разтворени никелови и магнезиеви йони;68. Method for extracting Ni / Co from a solution characterized in that wet cobalt extraction is carried out in the presence of magnesium ions using a cobalt extractant to obtain a cobalt extractant loaded with cobalt ions and first raffinate containing dissolved nickel and magnesium ions;
извършва се мокро извличане на магнезий от първия рафинат, като се използва магнезиев екстрагент, за да се получи магнезиев екстрагент, зареден с магнезиеви и кобалтови йони и втори рафинат; и извършва се мокро извличане на никел от втория рафинат, като се използува никелов екстрагент, за да се получи екстрагент, зареден с никел и трети рафинат.wet extraction of magnesium from the first raffinate is carried out using a magnesium extractant to obtain a magnesium extractant charged with magnesium and cobalt ions and a second raffinate; and wet extraction of nickel from the second raffinate is carried out using a nickel extractant to obtain an extractant charged with nickel and a third raffinate.
69. Метод, съгласно претенция 68, характеризиращ се с тов,че включва разреждане на заредените с никел и кобалт екстрагенти, за да се получат съответно никелов и кобалтов разтвори.69. A method according to claim 68, characterized in that it comprises diluting the nickel and cobalt-loaded extractants to obtain the nickel and cobalt solutions, respectively.
70. Метод, съгласно претенция 69, характеризиращ се с това,че преди разреждането екстрагентът, зареден с кобалт се промива с концентриран кобалтов разтвор, който се рециклира от разреждането.70. The method of claim 69, wherein before the dilution, the cobalt-loaded extractant is washed with a concentrated cobalt solution that is recycled from the dilution.
71. Метод, съгласно претенция 70, характеризиращ се с това, че разтворите на никел и кобалт се подлагат на електролитно отлагане, за да се извлекат никелът и кобалтът.71. The method of claim 70, wherein the solutions of nickel and cobalt are subjected to electrolytic deposition to extract nickel and cobalt.
72. Метод, съгласно претенция 71, характеризиращ се с това, че включва разреждане на магнезиевия екстрагент, за да се получи набогатен разтвор, съдържащ магнезиеви и кобалтвои йони.72. The method of claim 71, comprising diluting the magnesium extractant to obtain a rich solution containing magnesium and cobalt salts.
73. Метод, съгласно претениция 72, характеризиращ се с това,че преди разреждането на магнезиевия екстрагент, същият се промива с концентриран магнезиев разтвор, който представлява на богатен разтвор, който е рециклиран от разреждането на магнезиевия екстрагент.73. The method of claim 72, wherein, prior to diluting the magnesium extractant, it is washed with a concentrated magnesium solution, which is a rich solution that is recycled from the dilution of the magnesium extractant.
74. Метод, съгласно претенция 68, характеризиращ се с това,че кобалтовият екстрагенте същият какъвто е и магнезиевият екстрагент, като екстрагентът е по-селективен за кобалта, отколкото за магнезия.74. The method of claim 68, wherein the cobalt extractant is the same as the magnesium extractant, the extractant being more selective for cobalt than magnesium.
75. Метод, съгласно претенция 68, характеризиращ се с това, че мокрото извличане вкючва :75. The method of claim 68, wherein the wet extraction comprises:
мокро извличане на кобалт при pH около 6 до 8, за да се получи кобалтов разтвор и първи рафинат; и мокро извличане на никел от първия рафинат при проктически същото pH, както за мокрото извличане на кобалт,За да се получи никелов разтвор и втори рафинат.wet cobalt extraction at pH about 6 to 8 to give cobalt solution and first raffinate; and wet extraction of nickel from the first raffinate at virtually the same pH as for wet extraction of cobalt, to give a nickel solution and a second raffinate.
BG102132A 1993-07-29 1997-12-18 Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide ores BG62180B1 (en)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US08/488,128 US5650057A (en) 1993-07-29 1995-06-07 Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
PCT/CA1996/000365 WO1996041029A2 (en) 1995-06-07 1996-06-07 Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide ores

Publications (2)

Publication Number Publication Date
BG102132A BG102132A (en) 1998-07-31
BG62180B1 true BG62180B1 (en) 1999-04-30

Family

ID=23938434

Family Applications (3)

Application Number Title Priority Date Filing Date
BG102133A BG62178B1 (en) 1993-07-29 1997-12-18 Hydrometallurgical metal extraction by means of a chlodide
BG102132A BG62180B1 (en) 1993-07-29 1997-12-18 Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide ores
BG102149A BG62290B1 (en) 1993-07-29 1997-12-23 Hydrometallurgical metal extraction by means of a chloride

Family Applications Before (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
BG102133A BG62178B1 (en) 1993-07-29 1997-12-18 Hydrometallurgical metal extraction by means of a chlodide

Family Applications After (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
BG102149A BG62290B1 (en) 1993-07-29 1997-12-23 Hydrometallurgical metal extraction by means of a chloride

Country Status (23)

Country Link
US (1) US5650057A (en)
EP (5) EP0832302B1 (en)
JP (3) JP4180655B2 (en)
KR (1) KR100426231B1 (en)
CN (3) CN1057344C (en)
AU (3) AU694960C (en)
BG (3) BG62178B1 (en)
BR (3) BR9608624A (en)
CA (6) CA2456772A1 (en)
DE (5) DE69610208T2 (en)
DK (3) DK0832302T3 (en)
ES (3) ES2153950T3 (en)
FI (2) FI116905B (en)
GT (2) GT199600014A (en)
NO (1) NO975707D0 (en)
OA (1) OA10643A (en)
PE (2) PE30096A1 (en)
PL (3) PL323593A1 (en)
RU (3) RU2178007C2 (en)
TR (5) TR199701570T1 (en)
TW (2) TW408186B (en)
WO (3) WO1996041026A1 (en)
ZA (1) ZA964866B (en)

Families Citing this family (60)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5650057A (en) * 1993-07-29 1997-07-22 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
AUPN191395A0 (en) * 1995-03-22 1995-04-27 M.I.M. Holdings Limited Atmospheric mineral leaching process
US5976218A (en) * 1996-05-10 1999-11-02 Henkel Corporation Process for the recovery of nickel
ZA987219B (en) * 1997-08-15 2000-02-14 Cominco Eng Services Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal.
AUPP543798A0 (en) * 1998-08-24 1998-09-17 Technological Resources Pty Limited Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals
AU2395600A (en) * 1999-01-21 2000-08-07 Ga-Tek Inc. Process for recovering copper from a high acid mixed metal solution
AUPQ578200A0 (en) * 2000-02-22 2000-03-16 Anaconda Nickel Limited Method for the recovery of nickel and/or cobalt
US6231823B1 (en) 2000-03-27 2001-05-15 Dynatec Corporation Solvent extraction process for the separation of cobalt from nickel in aqueous sulphate-containing solutions
US7476308B2 (en) * 2001-07-25 2009-01-13 Phelps Dodge Corporation Process for multiple stage direct electrowinning of copper
US20050126923A1 (en) * 2001-07-25 2005-06-16 Phelps Dodge Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction
JP4031705B2 (en) 2000-07-25 2008-01-09 フェルプス ドッジ コーポレイション Method for recovery of copper from sulfide ore material using ultra-fine grinding and moderate temperature pressure leaching
US6428604B1 (en) 2000-09-18 2002-08-06 Inco Limited Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate
US7736487B2 (en) 2004-10-29 2010-06-15 Freeport-Mcmoran Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solution extraction
JP2005501973A (en) * 2001-09-13 2005-01-20 インテック リミティッド Zinc recovery method
CA2387633C (en) * 2002-05-24 2011-04-26 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals
KR100486269B1 (en) * 2002-10-07 2005-04-29 삼성전자주식회사 Carrier Recovery device for High definition television and method there of
US20040200730A1 (en) * 2003-04-14 2004-10-14 Kyo Jibiki Hydrometallurgical copper recovery process
WO2005113845A1 (en) * 2004-05-21 2005-12-01 Wmc Resources Ltd Recovery of nickel
ZA200704039B (en) * 2004-10-21 2009-07-29 Anglo Operations Ltd Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore
DE602005013268D1 (en) * 2004-10-21 2009-04-23 Anglo Operations Ltd EXTRACTION METHOD IN THE PRESENCE OF SALTIC ACID FOR OBTAINING A VALUE METAL FROM AN ER
CA2588257C (en) * 2004-10-29 2010-03-09 Phelps Dodge Corporation Process for multiple stage direct electrowinning of copper
AP2325A (en) * 2004-10-29 2011-11-23 Freeport Mcmoran Corp Process for recovery of copper from copper-bearingmaterial using pressure leaching, direct electrow inning and solvent/solution extraction.
CN101278064B (en) * 2005-10-03 2010-09-15 奥图泰有限公司 Method for processing nickel bearing raw material in chloride-based leaching
AU2006329687B2 (en) * 2005-11-28 2011-01-06 Anglo Operations Limited Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore
WO2007143807A1 (en) * 2006-05-15 2007-12-21 International Pgm Technologies Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions
CN100497680C (en) * 2007-01-19 2009-06-10 昆明贵金属研究所 New method for extracting nickel from enriched ore of nickel sulfide
US20100012502A1 (en) * 2007-02-22 2010-01-21 The Regents Of The University Of California Process for recovery of metal-containing values from minerals and ores
US8003064B2 (en) 2007-09-17 2011-08-23 Freeport-Mcmoran Corporation Controlled copper leach recovery circuit
JP4468999B2 (en) 2008-03-27 2010-05-26 日鉱金属株式会社 Method for recovering metals from minerals
WO2009149522A1 (en) * 2008-06-13 2009-12-17 Poseidon Nickel Limited Rheological method for the hydrometallurgical recovery of base metals from ores
JP4717908B2 (en) 2008-08-11 2011-07-06 Jx日鉱日石金属株式会社 Method for recovering copper from a chloride bath containing copper
CN101760614B (en) * 2008-12-02 2011-08-10 中国恩菲工程技术有限公司 Leaching method of nickel-containing ore
FI122188B (en) * 2010-03-18 2011-09-30 Outotec Oyj Hydrometallurgical process for the production of metallic nickel
KR101232199B1 (en) * 2010-11-23 2013-02-13 한국지질자원연구원 Metal Extracting and Separating Method of Cu, Zn, Cd and Ni from the Leach Liquor of the Secondary Metal Resources by Solvent Extraction
CN102002586B (en) * 2010-12-04 2012-09-26 金川集团有限公司 Nickel-containing high-cobalt sulfide leaching technology
EP2705168A4 (en) * 2011-05-02 2015-04-29 Trimetals Mining Inc A method for recovering indium, silver, gold and other rare, precious and base metals from complex oxide and sulfide ores
EP2784166B1 (en) * 2011-11-22 2019-05-22 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for producing high-purity nickel sulfate
US9169533B2 (en) 2011-12-20 2015-10-27 Freeport Minerals Corporation System and method including multi-circuit solution extraction for recovery of metal values from metal-bearing materials
US8420048B1 (en) 2011-12-20 2013-04-16 Freeport-Mcmoran Corporation System and method for parallel solution extraction of one or more metal values from metal-bearing materials
JP5867710B2 (en) * 2012-01-24 2016-02-24 住友金属鉱山株式会社 Method for producing high-purity nickel sulfate and method for removing impurity element from solution containing nickel
ITMI20120579A1 (en) 2012-04-11 2013-10-12 Metals Technology Dev Compa Ny Llc PROCEDURE FOR RECOVERING NON-FERROUS METALS FROM A SOLID MATRIX
WO2014015402A1 (en) * 2012-07-23 2014-01-30 Vale S.A. Recovery of base metals from sulphide ores and concentrates
RU2502811C1 (en) * 2012-12-19 2013-12-27 Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Химии И Химической Технологии Сибирского Отделения Российской Академии Наук (Иххт Со Ран) Method for processing of oxidised nickel ores
CN103205580A (en) * 2013-04-19 2013-07-17 金川集团股份有限公司 Desulfurization method in noble metal enriching process
FI124954B (en) 2013-04-30 2015-04-15 Outotec Oyj A process for preparing a solution containing gold and a process arrangement for recovering gold and silver
KR101399953B1 (en) * 2013-11-20 2014-05-30 한국지질자원연구원 Method for producing copper concentrates from complex copper ore
KR101352400B1 (en) 2013-11-20 2014-01-22 한국지질자원연구원 Method for producing copper concentrates from complex copper ore using leaching and precipitation
US9410225B2 (en) * 2014-05-13 2016-08-09 Teck Resources Limited Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates
BR112017010369A2 (en) 2014-11-18 2017-12-26 Alliance Magnesium process for producing magnesium compounds and various byproducts using sulfuric acid in an hcl recovery cycle
JP6481542B2 (en) * 2015-07-21 2019-03-13 住友金属鉱山株式会社 Method for producing high-purity nickel sulfate aqueous solution
JP6428525B2 (en) * 2015-08-04 2018-11-28 住友金属鉱山株式会社 Oxidation neutralization equipment and oxidation neutralization method
RU2628946C2 (en) * 2015-10-29 2017-08-23 Игорь Владимирович Федосеев PREPARATION METHOD OF PURE ELECTROLYTIC CONDUCTOR CuSo4 FROM MULTICOMPONENT SOLUTIONS AND ITS REGENERATION, WHEN PRODUCING CATHODE COPPER BY ELECTROLYSIS WITH INSOLUBLE ANODE
CN105755283B (en) * 2016-03-08 2017-09-12 江西理工大学 The method of valuable metal in villaumite Selectively leaching lateritic nickel ore
CN105779773B (en) * 2016-04-20 2017-11-17 广东省稀有金属研究所 A kind of method that ambrose alloy iron is separated from electroplating sludge
CN106702429A (en) * 2016-12-22 2017-05-24 北京吉亚半导体材料有限公司 Method for purifying and recovering caustic alkali for producing metal gallium through alkaline method
CN106834680B (en) * 2017-01-04 2018-07-10 北京科技大学 A kind of separation method of Li, Co, Ni, Cu, Mn mixed metal ion
JP6448684B2 (en) * 2017-03-03 2019-01-09 Jx金属株式会社 Lithium recovery method
CN111936644A (en) * 2017-12-21 2020-11-13 Bhp智利股份有限公司 Water balance in chloride heap leaching
RU2667927C1 (en) * 2017-12-28 2018-09-25 Общество С Ограниченной Ответственностью "Сдп-М" Method of producing of high purity copper
WO2021207792A1 (en) * 2020-04-17 2021-10-21 Glencore Technology Pty Limited Sulphide oxidation in leaching of minerals

Family Cites Families (33)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA209933A (en) * 1921-03-29 Teska Meta Drying frame
US2520958A (en) * 1947-01-14 1950-09-05 Poole Henry Gordon Nickel recovery
NL284660A (en) * 1962-03-19 1900-01-01
GB1150188A (en) * 1967-02-15 1969-04-30 Sherritt Gordon Mines Ltd Method for Recovering Substantially Pure Nickel from Ammoniacal Nickel Ammonium Carbonate Leach Solutions.
FR2131820B1 (en) * 1971-03-29 1973-12-07 Nickel Le
US3761566A (en) * 1971-09-13 1973-09-25 American Metal Climax Inc Leaching of nickel lateritic ores with waste iron sulfate solutions
US3767762A (en) * 1972-01-04 1973-10-23 Sherritt Gordon Mines Ltd Recovery and separation of nickel and cobalt from reduced laterite nickel ore
US4039406A (en) * 1973-08-10 1977-08-02 Noranda Mines Limited Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach
CA994109A (en) * 1973-08-30 1976-08-03 Robert W. Stanley Hydrometallurgical method for recovering copper values from copper concentrates
US3981968A (en) * 1973-10-19 1976-09-21 Freeport Minerals Company Solvent extraction of nickel from ammoniacal solutions
US3933975A (en) * 1974-02-08 1976-01-20 Amax Inc. Nickel-cobalt separation
DE2501284C3 (en) * 1975-01-15 1980-06-12 Duisburger Kupferhuette, 4100 Duisburg Process for the processing of manganese nodules and recovery of the valuable substances they contain
US4108639A (en) * 1976-07-09 1978-08-22 Johns-Manville Corporation Process for recovering platinum group metals from ores also containing nickel, copper and iron
US4093526A (en) * 1977-09-08 1978-06-06 Amax Inc. Hydrometallurgical leaching and refining of nickel-copper concentrates, and electrowinning of copper
CA1107678A (en) * 1978-04-12 1981-08-25 Kohur N. Subramanian Nickel recovery from sulfur-deficient mattes
US4187281A (en) * 1978-08-07 1980-02-05 Uop Inc. Hydrometallurgical recovery of cobalt and nickel
ZW3481A1 (en) * 1980-02-18 1981-05-20 Nat Inst Metallurg The leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron
CA1150062A (en) * 1980-06-10 1983-07-19 Robert W. Stanley Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue
DE3140380C2 (en) * 1981-10-10 1985-04-11 Gebrüder Sulzer AG, Winterthur Process for the extraction of nickel, high-purity magnesium oxide and cement
ZA835167B (en) * 1982-08-10 1984-05-30 Broken Hill Ass Smelters Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials
US4457897A (en) * 1982-09-28 1984-07-03 Noranda Mines Limited Process for the selective dissolution of cobalt from cobaltite-pyrite concentrates
LU85385A1 (en) * 1984-05-28 1986-01-29 Mines Fond Zinc Vieille PROCESS FOR LEACHING SULPHIDES CONTAINING ZINC AND IRON
FI70049C (en) * 1984-07-03 1986-09-12 Outokumpu Oy VAETSKE-VAETSKE-EXTRAKTIONSFOERFARANDE FOER AVLAEGSNANDE OCH UTVINNING AV METALLER UR VATTENLOESNINGAR
US4600435A (en) * 1984-08-24 1986-07-15 Amax Inc. Solvent extraction of cobalt (II) from sulfate solutions with cobalt extractants
US4927794A (en) * 1985-06-26 1990-05-22 Chevron Research Company Leaching cobalt, molybdenum, nickel, and vanadium from spent hydroprocessing catalysts
US4900522A (en) * 1986-07-22 1990-02-13 Amax Inc. Separation of nickel and cobalt from sulfate solutions by solvent extraction
JPS6338537A (en) * 1986-07-31 1988-02-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd Method for recovering nickel from nickel sulfide
US4861371A (en) * 1986-12-16 1989-08-29 California Nickel Co. Nickel-containing leachate having low aluminum content
CN2099333U (en) * 1991-06-19 1992-03-18 刘家海 Small-sized high power constant temp. constant humidity socket
FI93973C (en) * 1992-06-18 1995-06-26 Outokumpu Harjavalta Metals Oy Method for preventing the formation of jarosite and ammonium- and alkali-based double salts in liquid-liquid extraction of acidic leaching processes
US5431788A (en) * 19